煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告

1、煤矿瓦斯综合治理工程可行性研究报告 TOC o 1-3 u 一、总则 PAGEREF _Toc372128724 h 1二、项目背景及发展概况 PAGEREF _Toc372128725 h 4三、项目实施的主要内容 PAGEREF _Toc372128726 h 26四、项目实施进度表 PAGEREF _Toc372128727 h 33五、项目实施后的预期效果 PAGEREF _Toc372128728 h 356. 项目投资估算和筹资 PAGEREF _Toc372128729 h 367. 项目可行性研究结论和建议 PAGEREF _Toc372128730 h 38附：XX省煤矿安全

2、技术改造专项资金和煤炭调整资金项目可行性研究报告可行性研究报告专家评审意见表。总则项目背景项目名称XXXXXX煤炭工业有限公司XX煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告（2013年煤矿安全技术改造项目）。项目组织者XX县XX乡XX煤矿。项目管理部XX市安全生产监督管理局。项目拟建区域及位置项目拟建区：XX市XX县；项目拟建设地点：XX乡。承担可行性研究的单位和法定代表人可行性研究承担单位：XXXX投资有限公司；合法代表： 。研究工作基础XX省安全生产监督管理局关于做好2013年度煤矿安全技术改造补助（煤转移资金）基金项目可行性研究报告工作的通知；煤矿安全规程2011年版；煤矿开采通风技术条件（AQ

3、1028-2006 ） ；煤炭工业矿山设计规范（GB50215-2005）；矿井瓦斯排放预测方法（AQl018-2006）；煤矿瓦斯抽放基本指标（AQl026-2006）；矿井瓦斯排放规范（AQl027-2006）； HYPERLINK /book/B10080292.shtml t _blank 煤矿瓦斯抽放工程设计规范（GB50471-2008）；矿井通风安全设备标准（AQ50518-2010）；煤炭与瓦斯突出防治条例（国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全总局令第19号）；XX县XX乡XX煤矿安全设施设计（变更）（XX煤矿设计研究院，2011年11月）及XX煤矿安全设施设计初步设计（变更

4、）批复县”（贵州煤安监函201185号）； XX煤矿+750级以上5-3、10、12、13煤层煤与瓦斯突出评价报告（河南工业大学煤矿安全工程技术研究中心）等报告所需材料。研究工作概述本次安全技改项目主要是XXXXX煤矿所属XX煤矿瓦斯综合治理、瓦斯含量测量装置、履带式深孔钻机、防突仪、开挖专用瓦斯隧道的采购。 ，建筑和开采钻井等。项目可行性研究结论项目建设进度该项目计划2014年1月实施，2014年12月末建成投入使用，工期12个月。投资估算和资金总投资：1886万元。募集资金：省煤矿安全技改补助资金377万元，其余1509万元由企业自筹。项目综合评价意见XX煤矿瓦斯综合治理基础较好，方案可行

5、。项目实施时间短，见效快，具有良好的社会效益。项目实施问题及建议进一步摸清瓦斯赋存状况，包括煤层瓦斯含量、瓦斯梯度、煤与瓦斯突出的各项参数等，有针对性地采取瓦斯防治措施。补充煤与瓦斯突出风险识别，采取有针对性的突出防治措施。同时，应评估厚度大于该厚度的不可采煤层的突出风险。0.3m项目背景及发展概况项目背景国家或行业发展规划我国煤矿瓦斯事故，特别是特大瓦斯事故在煤矿事故中的占比很高。瓦斯问题已经成为我们实现煤矿安全生产的最大障碍，是我们必须解决的严重问题。针对这些问题，提出了“先采后采、监测监测、以风定产”的“十二字”方针。 “可靠通风、达标抽采、有效监测、就地管理”的煤矿瓦斯综合治理“十六字

6、”工作体系是瓦斯灾害治理和预防的基本要求，是瓦斯灾害防治工作的深化。制定燃气“十二字”方针。因此，瓦斯综合治理符合国家发展规划，也是煤矿有效预防和遏制重大瓦斯事故、实现安全生产的根本途径。启动项目的原因根据XX省安全生产监督管理局关于做好2013年度煤矿安全技术改造补助（煤转移资金）资金项目可行性研究报告工作的通知文件指导精神，结合现行结合XX煤矿瓦斯治理系统现状及安全生产现状，提出XX煤矿瓦斯综合治理设备设施改造升级工程。矿山安全生产现状矿山基本情况XX煤矿是一个综合矿山，由原XX煤矿和新寨煤矿组成。隶属于XXXX投资有限公司下属XXXXXX煤炭工业有限公司，企业经济为股份制公司，开采类型为

7、煤炭。根据2012年9月20日XX省国土资源厅换发的采矿许可证（证号：C5200002010111120080119）：矿区面积为3.3726km2 ，开采深度为940m650m海拔。公司法人为戴华源，为股份有限公司，XX县XXXX煤矿位于XX县XX乡，XX市北部，84km远离法尔电厂（4 600MW） 14 km。 S217省道穿过矿山，水牌铁路仅在矿山北侧17km。交通便利。XX煤矿位于杨梅树向斜盆地南部，为构造侵蚀形成的凸起盆地。属中山、中低山地形，地势高差较大。区内最高海拔1820m为北盘江最低侵蚀基准面880m，相对高差940m约为。煤系地层总则出露在海拔9001000 ，煤矿130

8、0m南面为茅口灰岩形成的盆边峰，2000m高于海拔；上二叠统峨眉山玄武岩为单面同向山体；煤系地层为相对开阔的走向谷地、缓坡地形；煤系上覆地层形成台山，山势陡峭，岩溶多。煤炭资源及开采技术条件煤炭资源矿区14个可采煤层，其中相对稳定的层数为3、5-3、7、10、12、15-1、16层，平均总厚度13.38m；相对稳定的煤层有13、15-2、17、21、23 -1、29 -1、33等7层煤层，平均总9.87m厚度。3号煤层：俗称大油煤，煤层厚度为1.341.34 3.94m，平均厚度2.38m。相对稳定。含14层0.10的泥岩和高岭石。0.20m5-3号煤层：俗称酸木炭，煤层厚度为0.94 1.6

9、4m，平均厚度1.56m；它们中的大多数都接近平均厚度。含矸石约13层为0.10m高岭泥岩。7号煤层：俗称大柴炭，煤层厚度为2.21 5.07m，平均厚度2.78m总则接近平均厚度。含泥岩0.100.20m层，脉石层12层。10号煤层：煤层厚度0.47 1.31m，平均厚度1.04m，靠近上部有2层矸石，上层0.05m约厚，为高岭泥岩；下层0.10m约厚，为结晶性高岭泥岩。12号煤层：俗称小柴滩，煤层厚度1.63 4.89m，平均厚度2.64m在4探线附近。厚度大，结构复杂。13号煤层：煤层变化大，结构复杂。 34探线以西厚度0.58 4.15m，平均厚度2.80m；其他线条为上下层，上层为0

10、.40 3.86m，平均厚度1.64m；下层为0.99 3.47m，平均厚度1.84m。两层间最大距离可达11m1。岩性为泥岩、粉砂质泥岩和细砂岩。有几层厚厚的棕灰色高岭土泥岩，无论是上下分层还是组合。0.10m15-1煤层：厚度0.98 2.10m，平均厚度1.16m，总则有0.10m一层左右夹有矸石的泥岩。15-2煤层：厚度0.34 1.65m，平均1.36m，不稳定，有时为单个煤层，有时为煤群，总则有厚层夹0.05m有脉石的棕灰色高岭石泥岩。16号煤层：厚度0.34 1.65m，平均1.36m5号探线以西难以比较，东部相对稳定，总则有厚层0.05m棕灰色高岭石泥岩夹脉石.17号煤层：厚度

11、0 1.93m，平均1.17m，厚度不稳定，含0.40m矸石0.1012层，岩性为泥岩、高岭泥岩。21号煤层：煤厚0.50 2.08m，平均1.05m厚度不稳定，约35%的见煤点不可采，局部0.40m尖灭，煤层结构复杂，含0.10厚矸石1 4层，岩性为灰色泥岩和结晶棕灰色高岭石泥岩。局部结构单一。23-1号煤层：煤层厚度为0.30 2.49m，厚度1.08m不稳定，煤层结构复杂，含0.30m13层煤矸石，厚度为0.10。脉石为灰色泥岩。29-1煤层：煤层厚度为0.55 1.61m，平均厚度不稳定，有25%左右的不可采1.12m点和3个夹点。含1-2层黑色泥岩，厚度0.10 。0.20m个体是单

12、个煤层。33号煤层：煤层厚度0.25 2.62m，平均厚度1.49m不稳定，结构复杂，脉石04层，为黑色泥岩或碳质泥岩。这种煤有时与 34 煤层特性见表 2-1。可采和部分可采煤层清单编号最小 最大平均厚度（米）最小 最大平均间距(男)倾角()煤层稳定性结石层数顶底板岩性屋顶底板31.34-3.942.386.7-14.311.12033稳定1到4泥质粉砂岩粉质泥岩5-3_ _0.94-1.641.562033稳定1到3粉质泥岩15.8-35.022.772.21-5.072.782033稳定1到2粉质泥岩粉质泥岩5.7-17.89.2100.47-1.311.042033稳定1到2没有数据没

13、有数据7.0-27.017.8121.63-4.892.642033稳定2到3（部分的）粉砂岩、泥岩细砂岩11.0-28.021.4130.58-4.152.802033稳定2到6没有数据没有数据16.5-37.529.5415 -10.98-2.101.622535稳定01没有数据没有数据2.8-12.56.915 -20-3.121.162033不稳定1到3没有数据没有数据7.0-23.013.4160.34-1.651.362033更稳定01没有数据没有数据3.8-8.56.5170-1.931.172033不稳定02没有数据没有数据29.0-48.040.8二十一0.5-2.081.0

14、52033不稳定1到4粉砂岩细砂岩17.0-39.627.323 -10.30-2.491.082033不稳定1到4没有数据没有数据7.5-28.515.229 -10.55-1.611.122033不稳定1到2没有数据没有数据28.0-55.033.6330.25-2.621.492033不稳定04没有数据没有数据2007年，该矿记录和保留资源量4431万吨（前国图字储量字2007567号）。根据 XX 天鹰矿业科技有限公司报送的XX 省 XX 县 XXXX 煤矿 2012 年矿山储量年度报告：截至 2012 年 12 月，矿山为685,000吨；指示经济基础储量（121b）578万吨，控制

15、经济基础储量（122b）1344.2万吨，推断内在经济资源量（333）2240.3万吨。采矿技术条件采矿方法和顶底板条件开采方式采用走行长壁后退开采。煤层顶底板岩性以泥质粉砂岩和粉砂质泥岩为主，其次为泥岩、粉砂岩和细砂岩。总体而言，上煤层顶底岩性较差，下煤层顶底板岩性较好，机械强度较强。煤矿瓦斯根据XX市能源局关于上报2012年六枝、XX、中山当地煤矿瓦斯等级及二氧化碳排放评价报告的批复（干能煤2012484号），矿井瓦斯绝对值排放量27.94m3/ min，相对气体排放量41.74m3/ t；矿井二氧化碳排放量为1.31m河南工业大学煤矿安全工程技术研究中心提交的关于XX公司XX煤矿煤与瓦斯

16、突出风险识别及煤层瓦斯基本参数测量项目进展情况简报，并参照XX县法尔矿区补充勘查地质报告资料显示，矿内2011年10月30日各煤层+高程预测含气量为14.7822m 650此外，根据XXXX公司XX煤矿煤与瓦斯突出风险识别及煤层瓦斯基本参数测量项目进展简报，该矿现将各煤层瓦斯压力交底为765m： 5号煤层+761m为0.73 MPa， 758m7号煤层+为1.65 MPa，10号煤层为762m+0.55 MPa，12号煤层为+762m见瓦斯压力煤高0.24MPa，+煤高13号煤层760m瓦斯压力0.85 MPa，+煤高15-1煤层瓦斯压力765m0.72MPa ， 16煤层+762m煤高程为0

17、.72MPa。 0.75MPa。从瓦斯含量和瓦斯压力来看，XX煤矿开采的煤层都是危险的。实施两项“四位一体”防突措施，实现瓦斯抽采达标，从根本上解决瓦斯制约生产的瓶颈。 .煤炭粉末XX省煤田地质局2011年4月11日实验室报送的3号、7号煤层2010年8月13日和中国煤田地质局实验室报送的5-3、12、13、16号煤层XX省煤尘爆炸鉴定报告：3、7号煤层有煤尘爆炸危险， 5-3、10、煤的自燃根据2010年8月13日XX省煤田地质局实验室报送的3号、7号煤层和中国煤田地质局实验室报送的5-3、12、13、16号2011年4月11日煤层XX省煤炭自燃倾向等级鉴定报告： 3、5-3、7、10、12

18、、13近年瓦斯处理项目投资现状及成果2011年购置瓦斯抽放泵和抽放管道，安装4台2BE 3 500和3台2BE 3 670泵，两台800mm和两台600mm进井及排水管，开挖专用气道1000m，施工钻孔25万米，完善监控系统，购置钻机等，投资26002012年更换主通风机，将FBCDZ 22 2 160kW风机更换为FBCDZ 28 2 450kW风机，开挖专用气道1500m，施工钻孔31万米，投资18002013年建设天然气专用道2000m，钻孔38万米，完善应急避险体系，投资1750全面安全生产矿山地质条件温和，煤与瓦斯突出矿山，随着开采深度的不断增加，瓦斯灾害将更加严重，瓦斯因素将更加制

19、约和威胁安全生产。为加强安全生产管理，建立健全各级安全生产责任制和各项安全生产管理规章制度，加大矿区安全生产投入和安全文化建设。逐步好转，事故得到有效控制。但由于矿山开采技术条件差（资源赋存条件差、构造复杂、开采煤层危险性突出），矿山安全投入相对不足，存在安全债务。随着开采深度的增加，各种自然灾害也越来越严重。越严重，发生各类事故的概率就越高。矿山安全生产主要成就与不足一是全面实施瓦斯抽采、瓦斯监测监测等六大体系建设（体系有待进一步完善和完善），提高矿山防灾抗灾能力。二是大力发展矿山机械化，推广使用新工艺、新技术、新设备、新材料，切实做好顶板管理。三是机电、运输等方面增能和设备更新，提高了供电

20、和起重的可靠性，保障了燃气、顶板、机电、运输的安全管理，安全工作稳步提高。健康发展。但仍存在以下不足：煤矿事故未得到全面有效控制，零星事故时有发生；目前，矿山瓦斯抽采工程滞后，“抽、挖、采”三个数量不能满足安全生产需要；尤其是煤炭达标数量不足，严重制约矿山安全生产。瓦斯控制方法单一，排水浓度低，排水效果不好，通风管理比较困难。煤矿瓦斯治理的主要问题矿区措施效果的测试方法是直接测量煤层的残余瓦斯含量，但煤样需要送到80多公里外的XX集团公司通风实验室进行测量。送样过程中的时间间隔较长，大部分无法在规定时间内送达。测得的残余气体含量与实际值存在差异。用于当地防突措施效果测试的WTC型瓦斯突出参数仪

21、是在矿山建设时购买的。从那时起已经五年了。虽然已经按照规定进行了校准，但是内部的电池和测量元件大部分都老化了，需要更新。该矿现有ZY-650钻机10台（3台完好），ZDY-1200S钻机5台。但煤层透气性差，瓦斯控制困难，钻井施工缓慢，预抽不足。因此，目前配置的钻机已不能满足矿山生产的需要。提取系统的状态矿井瓦斯抽放泵7台，其中2BE 3 500-2BY4型号4台，功率250kW（参数：抽吸压力30hPa600hPa，最大抽吸能力160m3/ min），3台2BE 3 670 -2BY4机型，功率450kW（参数：吸入压力30hPa900hPa，最大吸入量270m3/ min），两根800mm

22、和两根600mm根据XX矿的开采设计，该矿为两翼开采，设计产能为45万吨/年。根据矿山开发需要，设置综采工作面1个、备用工作面1个、挖掘工作面4个。现有的综合瓦斯治理工程还不够完善，需要进行技术改造。投资需求矿井气源分析接缝条件矿区含煤地层为上二叠统龙潭组（P 3l），为含煤地层 龙潭组（P 3l）含煤层58个，平均总厚度45.90m，其中可采煤层14个，其中大部分，平均总厚度27.85m。各煤层的特征见表2-1煤层原始瓦斯含量根据河南工业大学煤矿安全工程技术研究中心提交的矿井突出风险评价报告和2011年10月30日法尔矿区补充勘查地质报告，预测的各煤层+650m高程瓦斯含量矿井为XXXX煤矿

23、+650.0m高程煤层瓦斯含量表序列号缝号煤层原始瓦斯含量（m 3 /t）13个接缝15.1425-3个接缝_14.7837个接缝16.66410个接缝17.25512缝16.55613 接缝16.8371 5 - 1接缝17.77815 -2缝18.7891 6接缝17.08101 7缝22.01121接缝15.861223 - 1接缝19.451329 -1接缝16.751433 接缝16.06气体排放预测工作面瓦斯排放挖矿= q 1 + q 2式中， 工作面相对瓦斯排放量， m 3 / t ；q 1 矿层（包括围岩）的相对瓦斯排放量， m 3 /t ；q 2 - 相邻层的相对气体排放量，

24、 m 3 /t 。矿层相对瓦斯排放量计算式中 K 1 围岩气涌系数。 K 1的值在 1.1 到 1.3 的范围内选择。屋顶采用全倒塌法管理。对于含碳成分较多的围岩，K 1为1.3 ； . 1个；对于砂质泥岩等致密围岩，K 1值可以很小；这个矿的价值是1. 3；K 2 工作面抛煤瓦斯排放系数，以采收率的倒数计算（见表2-3）；各煤层采厚、采高、采收率及层间距表缝号煤层厚度（米）采高（米）恢复率 （）K 2煤层间距（m）32.382.38951.0511.15-3_ _1.561.56951.0522.772.782.78951.059.2101.041.50971.0317.8122.642.6

25、4951.0521.4132.802.80951.0529.5415 -11.621.62951.056.915 -21.161.50971.0313.4161.361.50971.036.5171.171.50971.0340.8二十一1.051.50971.0327.323 -11.081.50971.0315.229 -11.131.50971.0333.6331.491.50951.05K 3 矿区预备巷道预抽瓦斯对采层瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退开采时，K 3确定如下：L工作面长度，160m为h巷道瓦斯排放带宽度，取h = ；9.0mm采层厚度，m；M工作面采高，m；W 0 煤层

26、原始瓦斯含量，m 3 /t（见表2-2）；W C煤运出矿后的残余瓦斯含量，m 3 /t。纯煤的残余瓦斯含量按下列公式换算为原煤的瓦斯含量：其中 A ad , Mad - 煤中的灰分和水分，%；q纯煤残余瓦斯含量，按表2-4选取，采用插值法计算；纯煤残气含量煤平均挥发分V daf (%)6到88至1212至1818至2626至3535至4242至56纯煤残气含量（m 3 /t r）9到66到44到33比2222W Cmax最大含气量，m 3 /t r；W Cmin最小含气量，m 3 /t r；- 最大挥发物，%；- 最低挥发物，%；Vdaf煤中的挥发物，%。将各煤层煤质参数代入公式，计算各煤层原

27、煤残气含量，如表2-5所示。煤层原煤残余瓦斯含量计算表计算相邻层的相对气体排放式中 W Oi 第 i 个相邻煤层的原始瓦斯含量，m 3 /t；W Ci 第 i 个相邻煤层残余瓦斯含量，m 3 /t；m i 第i个相邻煤层煤层的厚度，m；M工作面采高，m； i 受开采影响的第 i 个相邻层的瓦斯排放率， i的值与相邻层的位置、煤层倾角、层间距离等因素有关。根据图2-1选择或使用以下公式计算每个相邻层的 i值；相邻层的气体排放率与层间距的关系 i = 1 - h i / h ph i 第 i 个相邻层与采矿层之间的垂直距离，m ；h p受采层开采影响，相邻层可向工作面排放泄压瓦斯， m ；对于上相

28、邻层：h p = k y m 0 (1.2 - cos )k y -取决于屋顶管理方法的系数；m 0采层开采厚度，m ；煤层倾角，度。考虑到 3 号煤层开采后，5-3 号煤层由于其上层相邻开采，自上而下开采时瓦斯已大部分排出。输出见表 2-6（表中h i 第 i 个相邻层与采矿层的垂直距离，m ）。工作面瓦斯排放量生产期布置4个煤巷综采工作面。挖= q 3 + q 4式中， 开挖开挖面绝对瓦斯排放量， m 3 /min；q 3 开挖面巷道煤壁的绝对瓦斯排放量， m 3 /min；q 4 煤在巷道内的瓦斯排放量， m 3 /min。开挖面巷道煤壁瓦斯绝对排放量式中，D巷道段外露煤壁周长，m；对于

29、薄、中厚煤层，D= 2m0 ，m 0为开挖层厚度；v道路平均行驶速度，m/min；L巷道长度，m；q 0 - 煤壁瓦斯涌出强度，m 3 /(m 2 min)，工作面瓦斯排放量计算表续表V daf煤中挥发分含量，%；W 0 煤层原始瓦斯含量，m 3 /t。煤层开挖时煤壁涌气强度q 0和煤壁涌气量q 3见表2-7 。煤在巷道中的瓦斯排放式中，S巷道截面积，m 2 ；v道路平均行驶速度，m/min；煤的密度，t/m 3 ；W C煤运出矿后的残余瓦斯含量，m 3 /t。按上述公式参数计算，考虑到3号煤层开采后，5-3号等煤层自上而下的开采会受到上邻煤层开采及其他煤层开采的影响。煤层瓦斯排放（即考虑上邻

30、煤层开采对开挖的影响等因素瓦斯排放率 i ）、落煤工作的瓦斯涌出量q 4等因素。深部煤层开挖工作面及单工作面瓦斯涌量见表 2-7。生产矿区瓦斯排放矿区排放量按以下公式计算：式中，面积生产矿区的相对瓦斯排放量， m 3 /t ；K 采空区瓦斯排放系数，取K =1.251.45；round i第i个工作面的相对瓦斯排放量， m 3 /t （见表2-6）；A i第i个工作面的日产量，1350t；各煤层单开挖面瓦斯排放量计算表q开挖i第i个开挖面的绝对瓦斯排放量， m 3 / min（见表2-7）；A 0 - 矿山平均日产量，1500t。矿山设计达产1个矿区，1个综采工作面，4个综采工作面。取K =1

31、.25，计算各深煤层开采时生产矿区瓦斯排放量，见表2-8。区域预抽前矿井瓦斯排放量矿井瓦斯涌出主要来自煤矿开采、开挖和采空区。采空区的气体涌出包括旧池塘和采矿和挖掘以外的其他涌出量。该矿的设计目的是在一个矿区实现生产。式中， q井矿井相对瓦斯排放量， m 3 /t ；q area i第i个生产矿区的相对瓦斯排放量， m 3 /t ；A i 第i个生产矿区的日均产量， t ；K 采空区瓦斯排放系数，取1.25。深煤层开采时矿井瓦斯排放量计算见表2-9。各煤层开采时矿区瓦斯排放量各煤层开采矿井瓦斯排放矿井瓦斯控制方法选择由以上计算结果可知，3号煤层在深部开采3号煤层时，工作面绝对涌气量最大35.0

32、6m3/min ，相对涌气量最大。体积为37.40m3/ t；100.22m3此外，根据该矿突出风险识别报告，识别出的煤层均为突出煤层。因此，矿山仅靠排风根本无法解决瓦斯治理问题。同时，由于该矿为煤层群采，除该煤层外，其相邻层有大量瓦斯涌入。因此，在开采前需要对采煤层及其相邻煤层进行跨层排采和突出消除，并保证预排时间和预排效果，确保达到采煤量标准与准备生产和回收的煤炭量相平衡，使矿山的开采活动严格控制在瓦斯抽采达标的区域和煤层。提取难度分析衡量煤层抽吸性的主要指标有三个：煤层渗透系数（ ）、井眼瓦斯流量衰减系数（ ）和井眼瓦斯极限排水量（ Qj ） 。煤层渗透系数（ ）煤层渗透率是煤层对瓦斯流

33、动的阻力，是衡量煤层瓦斯预抽难度的重要指标。待测压孔压力稳定后，取下压力表，用气表在不同时间间隔测量煤层孔的流量。F 0 =10 -2 1 , = 100A1.61 B 0.613 ;F 0 = 1-10 , = 100A1.39 B 0.389 ; _F 0 = 10-10 2 , = 109.5A1.25 B 0.25 ; _F 0 =10 2 10 3 , = 182.8A1.136 B 0.136 ;F 0 =10 3 10 5 , = 210.4A1.111 B 0.111 ;F 0 =10 5 10 7 , = 313.1A1.07 B 0.0695式中W 0 原始含气量， m 3

34、 /t ；P 0 、P 1 原始煤层瓦斯压力和巷道大气压，MP a ；r钻孔半径， m ；q钻孔排放时间为t时煤孔断面单位面积瓦斯流量， q = Q / ( 2rL ) ；Q钻孔泄放时间为t时的流量， m 3 /d ；L煤孔断面长度， m 。井眼气流衰减系数（ ）测压完成后，拆下压力表，安装流量计，测量井眼天然气流量及其随时间的变化，根据井眼最大燃气流量计算井眼燃气流量及其衰减量。测量结果和钻孔煤穿透长度。系数。井眼瓦斯流量衰减系数可作为评价煤层开采瓦斯预抽难度的指标。测量钻孔气流衰减系数的具体方法如下：选择一个有代表性的位置钻孔，首先测量初始流量q 0 ，然后在时间t后测量气流q t ，然后

35、使用以下回归计算衰减系数 ：q t = q 0 e - t提取难度分级见表2-10 。煤层预抽瓦斯难度分级表指数难度 (d -1 ) （米2兆帕2天）容易画10可以画0.0030.05100.1更难画0.050.1该矿的资源/储量验证报告没有提供煤层的渗透系数（ ）和钻孔瓦斯流量衰减系数（ ）。建议矿山尽快补上这项工作。目前，无法对煤层瓦斯抽采难度进行分类，无法预测瓦斯抽采效果。根据预测计算，每个.390m2煤层的渗透系数在0.6041 /MPa 2 矿井三煤量及达标煤量分析XX煤矿“煤量”计算结果表（单位：万吨）储备金类别开创水平(男)煤层工作面朝向长度（米）斜长(男)堆积密度 (t/m 3

36、 )厚度(男)期末煤量是否吸烟达标矿业8709405-3_ _1105210631251.51.528.4是的7708703110332091801.451.58.1是的全部的36.5准备77087031103411501901.452.682.4不全部的加回煤炭开采量36.5万吨118.9打开扩大87094071107211501401.452.865.4不5-3_ _1105310301901.451.544不5-3_ _1105414551901.451.560.1不7110734101801.453.537.4不71107415501901.453.0128.1不77087010111

37、0310301801.551.028.7不101110414501801.551.040不12111234101801.42.626.9不121112410401801.42.638.1不13111331030160不13111341035160不全部的714.7该矿实现了综采，拥有综采工作面1个，掘进头4个。目前，薄煤层开采工作面月产能为5万吨/月，中厚煤层产能为8万吨/月。该矿山机械设备生产能力已达到90万吨/年。体积仅为36.5万吨。如果不及时开展瓦斯综合治理，加大瓦斯治理力度，2014年矿山将出现瓦斯治理不到位、无法生产的局面。因此，将加大瓦斯治理力度，增加瓦斯治理设备和开挖专用设备。

38、煤气巷很紧急。煤层残余瓦斯含量测定及防突仪矿井残余瓦斯含量测定的送样时间间隔较长，大部分样品无法在规定时间内送达。测得的残余气体含量与实际值存在差异。需购置DGC型煤层瓦斯含量直测装置，对矿井各工作面区防突措施的效果进行评价，有效满足“十六-”“排水达标”要求。字符气体综合管理系统。目前的WTC型瓦斯突出参数仪已经使用了五年。仪器大部分电池和测量元件老化，测量结果极不稳定。需要购买四台WTC型瓦斯突出参数表来更换以前的旧设备。装备更新改进该矿现有ZY-650钻机10台（3台完好），ZDY-1200S钻机5台。但XX矿煤层透气性差，难以控制。此外，钻孔施工缓慢，排水时间不足。 ZDY-1200S

39、型钻机体积太大，钻机运输非常困难。目前配备的钻机已不能满足生产需要。需采购4台ZDY-2000履带钻机，加快穿层进度，降低钻机运输难度。建筑专用气巷号煤层底板下部开挖底板抽采专用巷道，钻孔瓦斯预抽11034工作面断面，达到11034工作面开挖前消除突出的目的； 11304开采过程中途，为了拦截下邻层瓦斯，将下邻层和采空区瓦斯抽干，开挖11034高瓦斯巷，控制开采过程中瓦斯11034工作面。项目实施的主要内容煤层残余瓦斯含量测量及防突仪器简介根据XX矿目前安全仪表配置情况，需要购买一台DGC型瓦斯含量直接测量仪，解决煤层残余瓦斯含量测量过程中的问题；设备更换，保证使用过程中测量数据的准确性。钻机

40、改进方案简述目前使用的ZY-1200钻机无法满足XX矿的大倾角要求。搬运过程耗时长，拆装过程繁琐复杂。每台钻机的月效率5000m围绕钻井施工，争取排水时间，减少钻机搬运过程中的不安全因素，将后端机器的月效率提高到8000-10000米。开挖专用瓦斯排水巷根据矿井瓦斯排放量计算结果，开采前必须对矿井进行排水以消除突出。根据安全设施设计（变更）：采取邻层（采煤层或岩层）排水、本煤层排水、巷道开挖预排水、采空区埋管、老区封闭排水等方式。 gobs 来控制气体。本报告仅简要介绍了岩层专用开采巷道。排水巷道布置，通过钻孔对3、5-3煤层进行区域预抽，解决3号煤层开挖过程中的区域突出及瓦斯问题.但在 3

41、号煤层工作面开采过程中，3 层煤的下部瓦斯会进入 3 号煤层的开采工作面，造成开采空间内的瓦斯。工作面超限。为更好地截留邻层瓦斯，开挖高位瓦斯巷进行治理，确保3号煤层工作面瓦斯治理。到位。2014年拟开挖专用气道2000m排水方法及钻孔布置地板专用矿道从采煤巷道向煤层钻孔，可起到煤层组的预排水和卸压泵送作用。 5-3号煤层底板设置瓦斯抽放巷道，自排巷道内开有穿层预抽孔。预采范围为采掘段煤层气。钻孔应控制断面内整个采煤区块、两侧采煤巷道及外侧一定范围内的煤层。矿山隧道外的钻井控制范围要求至少在上等高线之外，至少20m在下等高线之外20屋顶高位矿巷工作面开始推进后，关闭抽气进回风通道，管道按采空区

42、方法埋设在抽回风通道内进行排水。排水效果分析预提取效果分析该矿为煤与瓦斯突出矿。根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）的要求：“开采突出煤层前，瓦斯含量必须降低到8m3/t以下，或者煤层瓦斯压力必须降低到0.74以下MPa（表压）”。在该方案中，根据预抽后煤层瓦斯含量的降低量 W 6.0m预抽后矿井瓦斯排放开采达标后，按煤矿瓦斯排放量预测方法（AQ1018-2006）预测计算工作面、开挖面、矿区、煤矿瓦斯排放量，计算公式同上a、工作面瓦斯排放考虑自上而下开采后下部相邻层瓦斯释放量，3号煤层预抽采后采煤工作面绝对最大瓦斯排放量为10.76m3/ min。 3-1。预采后工作面瓦斯排放

43、量计算表续表工作面瓦斯排放量预采后，开挖面绝对最大瓦斯排放量为2.71m3/min ，详见表各煤层单开挖面预采后瓦斯排放量计算表矿区瓦斯排放该矿生产有1个矿区、1个采煤工作面、4个综采工作面。预采后，生产矿区瓦斯排放量最大16.17m3/t ，见表矿区预抽瓦斯排放煤矿瓦斯排放预抽后，矿井绝对涌气预测量最大21.05m3/ min，相对涌气预测量20.21m3各煤层开采矿井瓦斯排放有效性分析根据以上预测计算可知，预采后工作面瓦斯绝对排放量由/min降低35.06m3至10.76m3/min，矿井瓦斯绝对排放量由100.22m因此，预排气具有良好的效果。设置高车道的必要性及排水效果分析工作面瓦斯排

44、放量可采煤层平均厚度为1.04-2 .78m.采用综采工艺。当最小采高为 1.50 时，采.44m2面通风面积为1.0m3.60-7 .44m3。采煤工作面瓦斯浓度为0.8%，涌流不平衡系数为1.25，排风量为1.38低负压排气量经预抽采后，3号煤层开采期间，采面绝对瓦斯排放量为/min，10.76m3低负压抽采的瓦斯排放量8.26m3扣除排风量/min高车道排水效果分析低负压抽采方法有：一是采空区埋管抽空，二是工作面顶板采空区裂隙区瓦斯抽放，三是高位巷道抽空。采用前两种方法时，引流量相对较小。根据该矿山所属XXXX投资有限公司多座矿山低负压排水的实践，采用高位巷道排水时，排水浓度可达40%以

45、上。表面角落的气体浓度基本控制在0.5%左右。因此，本矿绝对有必要布置底部瓦斯抽采巷道进行预抽，同时布置高位抽采巷道将采空区瓦斯抽出，也能取得良好的抽采效果。项目实施时间表项目实施计划项目描述采购DGC型瓦斯含量直接测量装置、WTC型瓦斯突出参数仪、ZDY-2000型履带钻机、建设专用瓦斯巷、施工穿层钻孔。该项目计划于2014年1月实施。一是建设特种气体通道。同时购置ZDY-2000履带钻机进行钻探，解决气控难题。之后，将购买DGC型气体含量直接测量装置和WTC型气体。参数表突出显示。该项目计划于2014年12月末建成并投入使用，建设工期12个月。设备订货安排项目设备购置由XXXX投资有限公司相关部门结合XX