煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计说明书

山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计说明书煤炭科学研究总院沈阳研究院二O一O年一月项目名称：山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计报告撰写：曲晓明工程师项目负责人王海东工程师技术审查：王魁军研究员抚顺分院院长刘志忠高级工程师抚顺分院副院长张兴华研究员抚顺分院副院长形式审查：梁运涛研究员科技发展部主任工作人员：曲晓明王海东黄玉玺张劲松王岩谯永刚0前言0.1概况山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿（以下简称南山煤矿）为股份制企业，1977年建井，1980年8月建成投产。南山煤矿设计生产能力为30万t/a，矿井批准开采1号、2号、3号、6号、9+10号和11号煤层，井田煤层赋存稳定，储量可靠。2009年资源整合后矿井生产能力提升为90万t/a。矿井整合生产能力提升后，开采煤层由原来的2号煤层改变为1、2号煤层联合开采。由于生产能力的提升，开采力度的加大，瓦斯涌出量加大。南山煤矿为高瓦斯矿井，为保证矿井的安全生产，原建有井下移动瓦斯抽放系统，抽放能力为60m3/min。生产能力提升后，原有系统能力已不能满足生产需要，南山煤矿决定新建瓦斯抽放系统，并委托煤炭科学研究总院沈阳研究院进行瓦斯抽放设计0.2任务来源受南山煤矿的委托，煤炭科学研究总院沈阳研究院承担了《山西沁源煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计》任务。沈阳研究院的设计人员认真研究和分析了南山煤矿的煤层赋存、开拓开采及瓦斯涌出等情况后认为南山煤矿具备建立井下移动瓦斯抽放系统的条件。同意接受南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统设计任务。通过对南山煤矿地质及生产资料的收集，周密细致的现场调研及实地考察，对南山煤矿实际情况进行充分分析、论证和技术方案比较的基础上，提出了南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统设计。0.3设计的主要依据1、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）中华人民共和国煤炭工业部1997年1月；3、《煤矿瓦斯抽放工程设计规范》（GB50471-2008） 住房和城乡建设部、国家质量监督检验检疫局联合发布；4、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）国家安全生产监督管理总局；5、瓦斯抽放基本指标（AQ1026-2006）国家安全生产监督管理总局；6、《煤矿安全规程》（2010版）；7、山西省煤炭工业局晋煤安发（2008）313号文件关于下发《瓦斯抽放工程设计编制提纲》等有关规定；8、《南山煤矿2号煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究》煤炭科学研究总院沈阳研究院2OO9年1月；9、《山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿1#煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究报告》煤炭科学研究总院沈阳研究院2OO9年11月；10、南山煤矿提供的通风、生产和地质方面的资料。0.4设计的指导思想1、根据《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》和高瓦斯矿井的相关规定；2、在符合规范要求，满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；3、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；4、尽量利用原有的巷道、不增加开拓费用；5、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际；6、设备、管材选型留有余地，能充分满足工作面瓦斯抽放的需求。0.5设计的主要内容1、矿井瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯量预计；2、瓦斯抽放方法及抽放工艺设计，抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；3、井下移动抽放泵站的位置选择、供水、供电、通讯等设计；4、工程中所需设备、仪器、仪表及附属装置等选型及安装设计；5、井下抽放泵站及井下管网的检测、监控系统布置；6、抽放瓦斯管理措施及安全措施；7、抽放所需设备清单及工程投资概算。8、安装及施工图纸绘制。1矿井概况1.1位置与交通南山煤矿位于沁源县城西北约32.5km，灵空山镇东南约2.5km的王庄村西，行政区划属沁源县灵空山镇管辖，地理坐标为：东经112°08′20″～112°10′23″，北纬36°31′41″～36°32′33″。由矿地面工业广场沿河柏公路向北1.6km可达灵空山镇，再向东15km到李元乡。南山煤矿向西约1km可至灵空山镇，沿县级公路向北东约25km可达沁源县城，与汾—屯省级公路相接，南距屯留张店35km，东距沁县50km。向西南经古县北平镇、古县可达南同蒲线洪洞火车站，也可与大—运公路接运，相距约1.2自然地理1.2.1地形、地貌及河流井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形复杂，属侵蚀强烈的中山区。地势总体为南高北低，西高东低，最高点位于井田西南山梁上，标高为+1421.9m；最低点位于井田东部柏子河谷中，标高为+1123m，相对高差298.91.2.2气象、电源及地震井田属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，井田年降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大，降水量多集中在7、8、9三个月；蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量2.3倍。一月份气温最低，平均为零下6.5℃，七月份气温最高，为37℃～38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm(1976～1977年)，最小为370mm(1972～1973年)据《中国地震动峰值加速度区划图》（GB18306-2001图A1）和《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）2008年版，井田抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g。图1-1南山煤矿交通位置图1.2.3邻井及小窑井田西邻沁源县康伟煤焦有限公司孟子峪煤矿，东接山西汾西太岳煤业股份有限公司太岳煤矿，北与山西新达煤业有限公司、山西沁源五一煤业有限公司、山西乾元煤业有限公司相连，西南为临汾市古县东兴煤矿，东南为临汾市古县临古煤矿。详见图1-2。图1-2南山煤矿四邻关系1.3地质特征1.3.1地层1.3.1.1区域地层沁水煤田位于太行山西翼，总体呈现为轴向NNE的向斜构造，煤田四周地层翘起，地层走向与向斜轴向大致相当。沁源矿区位于沁水煤田西部。本区地层发育比较齐全，自西向东出露的地层为太古界至中生界地层。另外新生界上第三系及第四系也有广泛分布。1.3.1.2井田地层井田内地层由老到新有：奥陶系中统峰峰组（O2f），石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s），第四系中上更新统及全新统（Q2、Q3、Q4（1）奥陶系中统峰峰组（O2f为煤系地层之基底，厚度大于100m，由灰、深灰色中厚层状石灰岩、泥灰岩组成，局部含白云质。（2）石炭系中统本溪组（C2b）厚度为11.60～22.25m，平均16.（3）石炭系上统太原组（C3t）为井田内主要含煤地层之一，厚度105.48～126.05m，平均114.11m，岩性主要由深灰色、灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩、石灰岩、煤层及灰白色砂岩组成。（4）山西组（P1s）从K7砂岩底至K8砂岩底，厚度42.85～55.87m，平均46.58m，为井田内主要含煤地层之一。岩性主要为浅、灰白色砂岩，深灰色粉砂岩，灰黑色泥岩，夹炭质泥岩，含煤层5～（5）二叠系下统下石盒子组（P1x）自K8砂岩底至K10砂岩底，厚110m左右。（6）二叠系上统上石盒子组（P2s）井田内广泛出露，按其岩性特征分为三段：下段（P2s1）：K10砂岩底到K12砂岩底，厚度150m左右，底部K10砂岩为灰白、灰、黄绿色中砂岩，分选差，局部夹粉砂岩、泥岩包裹体。下部以灰白、灰绿、黄绿杏黄色粉砂岩、细砂岩为主，夹灰黑色泥岩，暗紫、紫色泥岩粉砂岩薄层；上部为灰紫、紫、灰绿色相杂，呈花斑状的粉砂岩、细砂岩互层，夹紫色泥岩。中段（P2s2）：K12砂岩底到K13砂岩底，厚度100m左右，岩性以浅灰、灰、灰绿色泥岩、粉砂岩互层为主，夹紫、暗紫色泥岩、粉砂岩及2～3层黄绿、灰绿色细砂岩，下部为灰绿色砂岩带，底部K12砂岩为灰白色、灰绿色中砂岩，成分以适应、长石为主，分选差，磨圆度低。上段（P2s3）：本井田大部遭剥蚀，只残留与井田东南部，最大残留厚度70m。岩性以黄绿色砂岩为主，夹绿色砂质泥岩，底部为黄绿色粗砂岩。（7）第四系中、上更新统及全新统（Q2）中更新统：由棕红、黄褐色亚粘土、亚砂土组成，夹薄层砂砾石层，厚0～10m，一般5m左右。上更新统：主要由砂层及砂砾层组成，间夹灰黄色粘土及棕红色古土壤条带，厚0～30m，一般10m左右。全新统：主要分布于井田北部河川中，由近代冲洪积砂土、砂砾组成，厚0～20m，一般8m左右。1.3.1.3含煤地层上石炭统太原组（C3t）和下二叠统山西组（P1s）为本区主要含煤地层，详述如下：（1）上石炭统太原组（C3t）为本区的主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底，地层平均厚度126.05m，以沉积环境的差异和含煤性，可划分为三段：下段（C3t1）从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度平均为61.97m。是本区最重要的含煤地层。主要由灰白色砂岩、灰－灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9＋10号和11号煤层所组成。底部K1砂岩，平均厚度2.00m，为灰白色薄层状细—中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一层良好的地层划分对比标志。中段（C3t2）从K2石灰岩底至K4石灰岩顶。地层厚度平均31.77m，主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹三层薄煤层。底部为深灰色、巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有不可采的8号煤层。其顶板为深灰色、厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，间夹层位稳定但不可采的7号和7下号煤层，其顶部即为深灰色，中厚层状，致密坚硬的K4石灰岩。上段（C3t3）从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度平均32.31m。主要由灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩、灰—灰白色中、细粒砂岩组成，含煤2～4层，其中6号煤层为稳定可采煤层。下部为灰黑色、黑色薄层状铁质泥岩。中部为灰色、灰白色钙质石英长石砂岩，称为K5砂岩。上部为黑色厚层状泥岩。顶部为灰黑色薄层状钙质泥岩，含动物化石。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。（2）下二叠统山西组（P1s）K7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均42.14m，与下伏太原组地层为整合接触，为本区主要含煤地层之一。岩性以灰色、灰白色中细粒砂岩，深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，含煤3层，其中2号煤层为稳定可采煤层。1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层。1.3.2地质构造井田位于沁水煤田沁安普查区西北部，总体为一走向NE、倾向SE的单斜构造，东部地层较陡，西部较缓，倾角3°～21°，一般10°左右。井田内共发育4条断层，均为正断层，落差2.6～20m，F1、F2为勘探时地表填图控制并在井下实见，F3、F4为井下揭露，断层特性见表1-1。表1-1主要断层一览表断层编号位置性质走向倾向倾角（°）落差（m）井田内延伸长度（m）F1井田西北部正NENW65201120F2井田中部正NEENW7010950F3井田东部正NWNE705800F4井田东部正NESE802.6500勘探时在地表发现X1号陷落柱，并在主、副井予以揭露，在井下生产过程中，又发现了4个陷落柱，一般为椭圆形，长轴直径最大约为300m，一般150m左右，详见表1-2。表1-2陷落柱一览表陷落柱编号位置揭露工程长轴直径（m）X1北部地表及主、副井300X2北部1、2号煤层井下巷道60X3中部1、2号煤层井下巷道85X4中部风井及1#煤层井下巷道160X5东南部2号煤层井下巷道155井田内未发现岩浆岩侵入现象。综上所述，井田内地层平缓，断层较少，井田构造属于简单类型。1.3.3煤层赋存1.3.3.1含煤性本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。山西组平均厚度46.58m，含煤5～7层，其中1、2、3号煤层为可采煤层，煤层平均总厚5.27m，含煤系数11.31%；可采煤层总厚3.79m，可采含煤系数8.14太原组平均厚度114.11m，含5、6、6下、7、7下、8、9+10、10下、11、11下号煤层，其中6、9+10、11号煤层为可采煤层。煤层平均总厚9.25m，含煤系数8.11%；可采煤层总厚两煤系地层总厚160.69m，含煤总厚14.52m，含煤系数9.04%；可采煤层总厚9.70m，可采含煤系数6.04%。1.3.3.2可采煤层（1）1号煤层位于山西组顶部，上距K8砂岩9m左右，煤厚0.60～1.04m，平均0.80m，井田西南部变薄不可采，为较稳定大部可采煤层，结构简单，无夹矸，（2）2号煤层赋存于山西组中部，上距1号煤层11.65～19.70m，平均16.12m；煤层厚度0.65～2.65m，平均2（3）3号煤层赋存于山西组中下部，上距2号煤层5.15～6.65m，平均5.79m；煤厚0.38～1．63m，平均0.81n1，不稳定，只在井田南部局部可采，结构简单，大多含1层夹矸，单层夹矸最大厚度0.（4）6号煤层位于太原组上部，上距3号煤层34.15～38.07m，平均35.99m；煤层厚度0.60～2.65m，平均1.66m，只在井田西北部变薄不可采，为稳定大部可采煤层，结构简单，局部含1（5）9+10号煤层赋存于太原组中部，上距6号煤层38.96～45.32m，平均42.12m；属稳定可采煤层，煤层厚度2.00～2.89m，平均2.（6）11号煤层赋存于太原组下部，上距9+10号煤层18.95～19.38m，平均19.2m；属稳定大部可采煤层，煤层厚度0.68～3.08m，平均1.82m表1-3可采煤层特征一览表煤层煤层厚度层间距结构（夹矸数）稳定性可采性顶板岩性底板岩性最小-最大平均(m)最小-最大平均(m)10.62-1.040.8011.65-19.7016.12简单0较稳定大部可采粉砂岩泥岩细砂岩20.65-2.652.14简单0-1稳定大部可采细砂岩粉砂岩粉砂岩细砂岩5.15-6.655.7930.38-1.630.81简单0-1不稳定局部可采泥岩粉砂岩泥岩粉砂岩34.15-38.0735.9960.60-2.651.66简单-较简单0-2稳定大部可采砂质泥岩泥岩泥岩38.96-45.3242.129+102.00-2.892.38较简单1-2稳定全区可采石灰岩泥岩细砂岩18.95-19.3819.21110.68-3.081.82简单-复杂0-3稳定大部可采泥岩泥岩1.3.4煤质1.3.4.1煤的物理性质及煤岩特征（1）物理性质及宏观煤岩特征1、2、3、6、9+10、11号煤层以光亮型煤质—半光亮型煤为主，夹半暗型煤条带。结构以细条带到中条带为主，镜煤、丝炭、粘土矿物以稀疏的线理状、透镜状不均匀分布于条带中，局部还夹有黄铁矿结核。构造为层状、块状。光泽为强玻璃光泽。颜色为黑色。性脆、裂隙发育，参差状断口。（2）显微煤岩特征镜质组含量一般在75.00%左右，半镜质组含量一般在2.4%左右，丝质组含量一般在20.00～30.00%之间，矿物含量一般在10～15%左右。各煤层中，镜质组一般是以均质镜质体为主，其次为基质镜质体，丝质组多为结构半丝质体，部分为粗粒体、少量为碎屑体，矿物含量多为分散状粘土，有个别球状黄铁矿和黄铁矿结核以及次生方解石。（3）变质阶段各煤层最大反射率Rmax在1.50%左右之间，属第Ⅳ-Ⅴ变质阶段，相当于焦煤—瘦煤阶段。1.3.4.2煤类根据《中国煤炭分类国家标准》（GB5751－86）划分，1、3号煤层均属焦煤（JM），2、6号煤层大部为焦煤，局部有瘦煤，9+10、11号煤层均为瘦煤（SM）。1.3.5瓦斯、煤尘和煤的自燃1）瓦斯根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2007]2030号文《关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿日生产能力为900t时，矿井绝对CH4涌出量为7.49m3/min，相对CH4涌出量为11.98m3/t，绝对CO2涌出量为1.55m3/min，相对CO2（2）煤尘爆炸性及煤的自燃2007年3月，本矿西邻孟子峪煤矿在6号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：火焰长度40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，煤尘具有爆炸危险性。2008年7月，本矿在井下采取1、2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：火焰长度分别为50、80mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量均为70%，煤尘均具有爆炸危险性。2008年7月，本矿在西邻的孟子峪煤矿9+10号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，火焰长度20mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65%，煤尘具有爆炸危险性。2008年施工补勘钻孔时取煤芯样送山西省煤炭地质研究所进行测试，其结果见表2-3-6，各可采煤层均具有爆炸危险性。2007年3月，本矿西邻孟子峪煤矿在6号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：煤的吸氧量0.69cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层。2008年7月，本矿在井下采取1、2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：煤的吸氧量分别为0.76、0.80cm3/g，自燃倾向性分别为Ⅰ、Ⅲ类，自然倾向性分别为容易自燃和不易自燃。2008年7月，本矿在西邻的孟子峪煤矿9+10号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：煤的吸氧量0.92cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层。2008年施工补勘钻孔时取煤芯样送山西省煤炭地质研究所进行测试，其结果见表1-4，1号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；2号煤层自燃倾向性Ⅱ—Ⅲ类，为自燃—不易自燃煤层；3号煤层自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层；6号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；9+10号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；11号煤层自燃倾向性为Ⅱ—Ⅲ类，为自燃—不易自燃煤层。表1-4自燃倾向性、煤尘爆炸性检测成果表煤层钻孔全硫（St,d）（%）自燃倾向性煤尘爆炸性吸氧量（cm3/g）自燃倾向性等级自燃倾向性火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉用量（%）煤尘爆炸性1J-50.440.78Ⅰ容易自燃5070有J-30.460.63Ⅱ自燃3065有2J-50.440.88Ⅲ不易自燃4075有J-20.330.74Ⅲ不易自燃3065有J-30.420.65Ⅱ自燃4575有3J-52.490.61Ⅱ自燃1555有6J-51.670.73Ⅰ容易自燃2065有J-21.660.74Ⅰ容易自燃2060有J-31.270.61Ⅱ自燃2570有9+10J-53.650.80Ⅱ自燃3070有J-21.660.74Ⅰ容易自燃1560有J-36.210.72Ⅰ容易自燃4070有11J-51.430.65Ⅱ自燃2365有J-20.570.79Ⅲ不易自燃3070有J-31.230.63Ⅱ自燃1050有山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放工程初步设计2矿井开拓及生产概况2.1矿井开拓开采矿井升级改造后，维持现有的斜井开拓方式。矿井目前开采1、2号煤层，采用联合布置方式，开拓巷道已基本完成。矿井共布置主斜井、副斜井、安全出口及回风立井四个井筒。主斜井（已有）井筒净宽4.6m，净断面15.20m2，倾角8°，斜长1350m。担负提煤、行人、进风和安全出口之作用。副斜井（已有）井筒净宽2.4m，净断面5.70m2，倾角12°，斜长1170m。担负运送设备、材料、进风和安全出口之作用。将现有的主斜井改为安全出口，井筒净宽2.2m，净断面4.6m2，倾角10°，斜长1260m。担负进风和安全出口之作用。在原有回风立井东北60m处新开凿回风立井，井筒净直径5.0m，净断面19.63m2，垂深至6号煤层174m现有井筒均掘至2号煤层，在2号煤层中布置井底车场、巷道、硐室和开拓巷道。在主斜井井底布置有井底煤仓和候车硐室，在副斜井井底布置有井底车场、主变电所、主水泵房、主副水仓及消防材料库。沿2号煤层顶板东北—西南走向布置集中运输大巷、集中轨道大巷和集中回风大巷，沿西北—东南方向布置采区巷道。开采1号煤层时沿1号煤层倾向布置采区轨道上（下）山、回风上（下）山，运输上（下）山共用2号煤层运输上（下）山、轨道上（下）山。开采2号煤层时沿2号煤层倾向布置采区运输上（下）山、轨道上（下）山、回风上（下）山，开采1号煤层时利用沿2号煤层倾向布置采区运输上（下）山、轨道上（下）山、回风上（下）山。工作面采用走向长壁式采煤方法。矿井回风立井落底于6号煤层，集中回风巷布置在6号煤层中，开采1、2、3号煤层的回风由2号煤层的回风斜巷到达6号煤层的集中回风巷。根据矿井设计，布置双翼和单翼采区，采区每一翼长800～1000m左右。井田1号煤层划分2个采区，2号煤层划分为3个采区，3号煤层划分为2个采区，6号煤层划分为3个采区，9+10号煤层划分为3个采区，11号煤层划分为3个采区。煤层开采顺序为1号煤层→2号煤层→3号煤层→6号煤层→9+10号煤层→11号煤层。首采区位于一水平的1号煤层101采区和2号煤层201采区，分别在1号煤层和2号煤层布置一个回采工作面。采区内工作面采用接替顺序后退式开采。根据井田开拓方案，1、2号煤层采用联合布置方式，投产采区为1、2号煤层的第一采区，即101采区及201采区。1、2号煤层的第一采区采用联合布置方式，在2号煤层中沿煤层顶板东西向布置2号煤层运输下山、轨道下山和回风下山，2号煤层运输下山敷设带式输送机，运输由1号煤层和2号煤层采掘工作面生产的煤炭，2号煤层轨道下山运输2号煤层采掘工作面所需要的设备及材料，2号煤层回风下山负责2号煤层采掘工作面的回风。在1号煤层中和2号煤层运输下山重叠沿顶板卧底布置1号煤层回风下山，1号煤层轨道下山负责1号煤层采掘工作面材料和设备运输，1号煤层回风下山负责1号煤层采掘工作面的回风，1号煤层采掘工作面生产的煤炭由顺槽运到1号煤层与2号煤层之间的溜煤眼，然后到达2号煤层运输下山，由位于2号煤层运输下山的带式输送机统一运至2号煤层集中运输下山。1号煤层的顺槽巷道沿1号煤层底板破顶掘进，2号煤层的顺槽巷道沿2号煤层顶板掘进，顺槽巷道和采区下山巷道垂直布置，为走向长壁式回采工作面。1号煤层采用综合机械化采煤方法，一次采全高，顶板管理均采用全部垮落法。1号煤层以一个长壁综采面，两个炮掘面保证年产30万t的生产能力，长壁综采工作面日产量在950t左右，采高0.8m。回采工作面长度150m，工作面回采率95%。2号煤层采用综合机械化采煤方法，一次采全高，顶板管理均采用全部垮落法。以一个长壁综采面，两个综掘面保证年产60万t的生产能力，长壁综采工作面日产量在1900t左右，采高2.14m。回采工作面长度150m，工作面回采率95%。2.2矿井生产能力及服务年限矿井井田东西宽3.05km，南北长3.87km，面积8.1554km2。矿井煤炭工业储量为64160kt，设计储量为61597kt，设计可采储量为44960kt，其中1号煤层设计储量为2059kt，2号煤层设计储量9127kt，3号煤层设计可采储量为2421kt，6号煤层设计可采储量为8180kt，9+10号煤层设计可采储量为13078kt，11号煤层设计可采储量为矿井年工作日330天，“三八”工作制，日净提升时间16h。矿井设计生产能力90万t/a，矿井服务年限35.7a。2.3矿井通风矿井通风方式为中央分列机械抽出式，风机型号为BDK618-6-No20轴流风机，电机功率为185KW×2，风量范围为22～123m3/s。风量分配为：主斜井进风40m3/s，副斜井进风30m3s，进风行人井25m3/s，回风立井回风95m3/s。1号煤层回采工作面风量15m3/s，1号煤层掘进工作面8m3/s，2号煤层回采工作面煤层瓦斯基础参数1号煤层瓦斯基础参数根据煤炭科学研究总院沈阳研究院实地观测，南山煤矿1号煤层各个测点瓦斯含量结果如表3-1表3-1南山煤矿1号煤层瓦斯含量实测结果测定地点标高(m)埋深(m)水分(%)灰分(%)解吸量(m3/t)损失量(m3/t)残存量可燃质瓦斯含量(m3/t·r)原煤瓦斯含量(m3/t)(m3/t·r)(m3/t)010回采面350m处7904971.2515.53.392.543.452.879.557.95205运输顺槽800m处9103771.1861.281.981.148.213.0816.846.22052运顺300m处9753121.1853.341.260.576.633.0214.784.85由表3-1得，南山煤矿1号煤层实测的瓦斯含量为4.85～7.95m3根据三个测点的埋藏深度及瓦斯含量值回归计算得出1号煤层瓦斯含量随煤层埋藏深度增加瓦斯含量的增加趋势图，见图3-1。其规律符合公式（3-3）：W=0.0165H-0.1839………………（3-1）式中：W—原煤瓦斯含量，m3/t；H—煤层埋深。图3-1瓦斯含量与煤层埋藏深度趋势线图由图3-1可知，矿井开采范围内，一采区1号煤层最低标高710米，地面平均1287，则最大埋深为577，原煤瓦斯含量为9.34m根据参数测定报告，1号煤层百米钻孔瓦斯自然涌出特征见表3-2表3-21号煤层百米钻孔瓦斯自然涌出特征计算结果煤层涌出规律qt=q0e-αt初始瓦斯涌出强度(m3/min·100m)钻孔自然瓦斯流量衰减系数(d-1)钻孔极限瓦斯涌出量(m3·100m)1号qt=0.0084e-00682t0.00840.06821693.2煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定在南山煤矿010回采面350m处、205运输顺槽800m及2052运输顺槽300m处分别向1号煤层施工了穿层钻孔采样进行了煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定，测定结果见表3-9。表3-31号煤层煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定结果煤层测定地点自燃倾向等级自燃倾向性火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)有无爆炸性1号010回采面350m处Ⅱ类自燃55有1号205运输顺槽800mⅡ类自燃55有1号2052运输顺槽300mⅡ类自燃＜5020有3.3瓦斯储量与可抽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＋W2＋W3…………………（3-2）式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；Wl—可采煤层的瓦斯储量总和，Mm3；……（3-3）Ali—矿井每一个可采煤层的煤炭储量，Mt；n—矿井可采煤层数；X1i—每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近层的瓦斯储量总和，Mm3；……（3-4）A2i—可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，Mt。X2i—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；n—矿井可采煤层采动影响范围内的不可采煤层数；W3—围岩瓦斯储量，Mm3；当围岩瓦斯很小时，W3=0；若瓦斯含量多时，可实测或按式（3-5）计算：W3＝K（W1+W2）…………………（3-5）K—围岩瓦斯储量系数，一般取K＝0.05～0.20。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=ηk·Wk………（3-6）式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；ηk—矿井瓦斯抽放率，取ηk=30%；Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；计算矿井瓦斯储量时计算煤层及围岩的瓦斯储量。矿井1号、2号煤层瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表3-4。表3-4矿井1号煤层瓦斯储量计算表煤层煤层性质煤炭储量（Mt）瓦斯含量（m3/t）（实测平均值）瓦斯储量（Mm3）可开发瓦斯量（Mm3）1号可采层2.0596.713.804.142号可采层9.1279.586.7126.01围岩按煤层瓦斯储量10%计算10.053.02合计110.5633.174矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦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进行预测，该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。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（图4-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层的赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。汇：矿井瓦斯涌出汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出图4-1矿井瓦斯涌出源汇关系示意图根据矿井采掘布置，1号煤层按30万t/a产量进行瓦斯涌出量进行预测，2号煤层按60万t/a产量进行瓦斯涌出量进行预测。根据工作面回采生产接续情况，南山煤矿1号和2号煤层不在同一区域开采即布置两个采区。一采区开采1号煤层，二采区开采2号煤层。4.1回采工作面瓦斯涌出量预测南山煤矿现开采的1号煤层、2号煤层分为两个采区，首采工作面分别为1101、2201工作面，由于1号煤层、2号煤层与其邻近的煤层相距较近，所以开采1号煤层和2号煤层期间矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层和邻近煤层。即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）和邻近层瓦斯涌出量。1）开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算：………（4-1）式中：qhi—开采层相对瓦斯涌出量，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95%的倒数，取k2=1.05；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，m；取L=150m；h—巷道瓦斯预排等值宽度，取h1=14m，h2=m—煤层的实际厚度，m；取m1=0.8m，m2=2.14m；M—煤层的开采厚度，m；取M1=0.8m，M2=2.14m；X0i—煤层原始瓦斯含量，m3/t；一采区煤层瓦斯最大含量为9.34m3/t，二采区2号煤层最大瓦斯含量为X1i—煤的残存瓦斯含量，m3/t；取1号煤层2.87m3/t，2号煤层表4-1开采层瓦斯涌出量预测结果煤层名称煤层厚度（m）原始瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）瓦斯涌出量（m3/t）1号煤层0.89.342.876.472号煤层2.144.223.570.652）邻近层瓦斯涌出量按下式计算：……………（4-2）式中：q邻—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；mi—第i个邻近层厚度，m；m1—开采层的开采厚度，m；x0i—第i层的原始瓦斯含量，m3/t；x1i—第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；ki—第i邻近层瓦斯排放系数。图4-2邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系曲线表4-2开采1号煤层邻近层瓦斯涌出量预测结果煤层号煤厚（m）煤层性质与1号煤层间距（m）瓦斯排放率%原始瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）邻近层瓦斯涌出量（m3/t）2号2.14下邻近层16.12464.223.570.83号0.81下邻近层21.91364.223.570.24总计1.04注：未测定过含量的煤层按2号煤层的瓦斯含量实测最大值取值。表4-3开采2号煤层邻近层瓦斯涌出量预测结果煤层号煤厚（m）煤层性质与2号煤层间距（m）瓦斯排放率%原始瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）邻近层瓦斯涌出量（m3/t）1号0.8上邻近层16.12909.342.872.183号0.81下邻近层5.79804.223.570.206号1.66下邻近层41.7884.223.570.04总计2.42注：未测定过含量的煤层按2号煤层的瓦斯含量实测最大值取值。矿井正式开采时，一采区1号煤层工作面相对瓦斯涌出量预测值为10.38m3/t，二采区2号煤层工作面瓦斯涌出量预测值为6.641101回采工作面设计开采强度约为950t/d，工作面绝对瓦斯涌出量为6.85m3/min；2201回采工作面设计开采强度约为1900t/d，工作面绝对瓦斯涌出量为8.76m3/min。回采工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系数在1.2～1.5之间，取1.4。这样1101回采工作面最大瓦斯涌出量将达到9.59m3表4-4回采工作面瓦斯涌出量预测结果表工作面名称煤厚(m)瓦斯含量(m3/t)日产量(t/d)瓦斯涌出量(m3/t)不均衡系数瓦斯涌出量(m3/min)瓦斯涌出量（最大）(m3/min)开采层邻近层合计1号煤层0.88.519506.471.047.511.46.859.592号煤层2.144.2219000.652.423.071.48.7612.264.2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………（4-3）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：………………（4-4）式中：qB—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道断面内暴露煤壁面周长，m；对于薄及中厚煤层D=2m0，m0为开采层厚度；1号煤层取1.6m，2号煤层取4.28mv—巷道平均掘进速度，m/min；1号煤层炮掘取0.0035m/min，2号煤层综掘取0.0093mL—掘进巷道长度，m；q0i—煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2·min按下式计算：………（4-5）式中：Vf—煤中挥发份含量，%；1号煤层取17.81%，2号煤层取15.83%；W0i—煤层原始瓦斯含量，m3/t；1号煤层取8.51m3/t，2号煤层取2）掘进工作面落煤瓦斯涌出量……………（4-6）式中：qLi—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；v—巷道平均掘进速度，m/min；1号煤层炮掘取0.0035m/min，2号煤层综掘取0.0093mS—掘进巷道断面积，m2；1号煤层取6.00m2，2号煤层取γ—煤的密度，t/m3；1、2号煤层都取1.35t/m3；W0i—煤层原始瓦斯含量，m3/t；1号煤层取9.34m3/t，2号煤层取4.22W1i—煤层残存瓦斯含量，m3/t；1号煤层取2.87m3/t根据以上计算，南山煤矿1、2号煤层各布置两个煤巷掘进工作面，掘进工作面瓦斯涌出量预计分别为0.55、0.55；0.76、0.76m3/min。掘进工作面瓦斯涌出呈不均衡的，其不均衡系数也在1.2～1.5之间，取1.4。南山煤矿1、2号煤层掘进工作面最大瓦斯涌出量将分别达到0.77、0.77m3/min和1.06、1表4-5掘进工作面(备用面)瓦斯涌出量预测结果表生产采面掘进工作面煤厚(m)瓦斯含量(m3/t)巷长(m)断面(m2)掘进速度(m/月)瓦斯涌出量(m3/min)煤壁落煤合计不均衡系数最大11011101胶带顺槽0.809.348006.01500.370.180.551.40.771101回风顺槽0.809.348006.01500.370.180.551.40.7722012201胶带顺槽2.144.228008.744000.660.100.761.41.062201回风顺槽2.144.228008.744000.660.100.761.41.064.3生产采区瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和，其计算公式为：………（4-7）式中：q采区—生产采区瓦斯涌出量，m3/t；k—生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取k=0.20qci—第i个回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；Ai—第i个回采工作面平均日产量；t；qji—第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；A0—生产采区平均日产量；t取3000；表4-6采区瓦斯涌出量预测结果表生产采区平均产量(t/d)瓦斯涌出量回采(m3/t)掘进(m3/min)采空区(m3/t)合计(m3/t)平均不均衡系数最大1号煤层100010.511.542.9314.641.217.572号煤层20004.302.121.356.731.28.084.5矿井瓦斯涌出量预测…………（4-8）式中：q矿井—矿井瓦斯涌出量，m3/t；k〞—已采采空区瓦斯涌出系数，取k〞=0.2q区i—第i个采区瓦斯涌出量，m3/t；A0i—第i个生产采区平均日产量，t；根据（4-8）式计算矿井相对瓦斯涌出量为13.49m3/t。当矿井日产量为3000t时，绝对涌出量为28.10m煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径，抽放瓦斯为井下安全生产和更好地发挥采掘机械效能提供了条件。根据上表可知，康伟煤焦有限公司南山煤矿回采工作面瓦斯涌出来源主要是本煤层与邻近层。康伟煤焦有限公司南山煤矿回采工作面抽放工作应针对各涌出源采取多种抽放方法相结合的综合抽放方法。工作面治理瓦斯的重点应放在预抽本煤层瓦斯和采空区瓦斯抽放。根据实际情况及要求，主体为本煤层预抽和采空区抽放。康伟煤焦有限公司南山煤矿一采区回采工作面抽放工作应针对各涌出源采取多种抽放方法相结合的综合抽放方法。5瓦斯抽放的必要性与可行性5.1矿井瓦斯资源评价5.1.1煤层预抽瓦斯难易程度分类见表5-1。表5-1煤层预抽瓦斯难易程度分类指标难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数α（d-1）百米钻孔瓦斯极限抽放量Qj（m3）煤层透气性系数λ（m2/MPa2·d）容易抽放＜0.003＞14400＞10可以抽放0.003～0.0514400～288010～0.1较难抽放＞0.05＜2880＜0.1南山煤矿实测的1号煤层的参数分别为：百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.068d-1。煤层透气性系数为0.41m2/MPa25.2建立瓦斯抽放系统的必要性5.2.1建立瓦斯抽放根据住房和城乡建设部、国家质量监督检验检疫局联合发布的《煤矿瓦斯抽放工程设计规范》（GB50471-2008）3.1节规定：凡符合下列情况之一时，必须建立瓦斯抽放系统：1、高瓦斯矿井。2、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min，且用通风方法解决瓦斯问题不合理的3、矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件时：1）大于或等于40m32）年产量1.0Mt～1.5Mt的矿井，大于30m33）年产量0.6Mt～1.0Mt的矿井，大于25m34）年产量0.4Mt～0.6Mt的矿井，大于20m35）年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m34、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。根据前面的论述，康伟煤焦有限公司南山煤矿满足1、2两个条件，具备建立瓦斯抽放系统的条件。5.2.2从工作面通风能力来看瓦斯瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯的基本手段。加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量q采大于通风所能解决的瓦斯涌出量q通时就应当采取抽放瓦斯措施，其抽放瓦斯的必要性指标通常以下式表示：q采>q通=Q通C/K（5-1）式中Q通－工作面供风量，m/s；C－《规程》允许风流中的瓦斯浓度，％；K－瓦斯涌出不均衡系数，1.2～1.5，回采工作面取1.4，掘进工作面取1.5。根据通风及泵资料，南山煤矿一采区回采工作面设计配风量15m3/s=900m3/min，二采区回采工作面设计配风量20q通=900×1/1.4/100=6.4mq通=1200×1/1.4/100=8.57m根据预测矿井开采期间工作面瓦斯涌出可达到12.26m3/min，已超出工作面通风能力解决范围，必须建立瓦斯掘进工作面设计配风量480m3q排=480×1%/1.5=3.2m3根据预测量，康伟煤焦有限公司南山煤矿掘进工作面瓦斯涌出量可达到1.06m3/min左右，在工作面通风能力解决范围因此，从回采工作面通风能力来看有必要进行瓦斯抽放。5.2.3从资源利用和环保的角度来看瓦斯煤层瓦斯即甲烷，是煤层形成过程中的一种伴生产物，煤层开采或掘进过程中涌出的瓦斯不仅对矿井安全生产产生威胁，而且破坏地球大气的臭氧层，污染大气环境。根据气候变迁跨国委员会研究报告，瓦斯温室效应是C02的21倍，瓦斯是一种仅次于氟利昂占第二位的主要温室气体。同时，瓦斯又是一种优质的能源，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，目前国家大力提倡节能减排，节约能源，因此建立瓦斯抽放系统，进行瓦斯利用，响应国家政策，可以取得显著的经济效益和社会效益。因此，从资源和环保的角度来看有必要进行瓦斯抽放。5.3新建瓦斯抽放泵站的必要性康伟煤焦有限公司南山煤矿原有井下移动瓦斯抽放泵站，安装两台抽放能力60m3/min的瓦斯抽放泵，一台工作一台备用。2009年资源整合后矿井生产能力提升为90万t/a。矿井整合生产能力提升后，开采煤层由原来的2号煤层改变为1、2号煤层联合开采。根据预测结果一采区瓦斯涌出量为12.2m3/min，二采区瓦斯涌出量为11.2m3/min。共计需抽放瓦斯33.7m所以，为了解决回采期间工作面瓦斯问题，康伟煤焦有限公司南山煤矿有必要增加一个井下移动泵站，与原有泵站同时使用，来满足今后两个采区同时开采的瓦斯治理工作。5.4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λ；二为钻孔瓦斯流量衰减系数α,按λ和α判定开采层瓦斯抽放可行性的标准如表5-2所示。表5-2开采层预抽瓦斯难易程度分类表抽放难易程度（α）(d-1)煤层透气性系数（λ）(m2/MPa2.d)容易抽放<0.003>10可以抽放0.003～0.0510～0.1较难抽放>0.05<0.1根据《南山煤矿1号煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究报告》，康伟煤焦有限公司南山煤矿1号煤层的透气性系数为0.41m2/MPa2.d,钻孔瓦斯流量衰减系数为0.068d-1，对比表5-2，可知1号煤层属于可以抽放煤层和较难抽放煤层的边缘。南山煤矿已经进行了瓦斯抽放工作，可见，康伟煤焦有限公司南山煤矿除预抽外，采空区和裂隙带瓦斯来源充足流量稳定，抽放经验已比较成熟。实践证明，只要抽放工艺合理都会取得较好的抽放效果。5.5抽放瓦斯效果预计5.5.1本煤层抽放沿工作面回风顺槽每6米施工一个瓦斯预抽钻孔，根据百米钻孔初始瓦斯涌出强度和百米钻孔自燃衰减系数计算，预计钻孔瓦斯抽放量为0.03一采区工作面走向长约460米，共施工钻孔76个，总预抽瓦斯量为：2.28m3/min。二采区工作面走向长约750米，共施工钻孔125个，总预抽瓦斯量为5.5.2临近层瓦斯抽放邻近层瓦斯抽放，属于卸压抽放，目前国内抽放技术已比较成熟。邻近层抽放方法最普遍的是采用高位钻孔抽放，南山煤矿煤层临近层较多，临近层瓦斯涌出是工作面瓦斯的重要来源。上邻近层瓦斯抽放选择施工高位钻孔的方法，二采区开采2号煤层，设计施工4个高位钻孔，单孔抽放量0.6m3/min左右，预计抽放量为2.45.5.3采空区瓦斯康伟煤焦有限公司南山煤矿1号煤层下部有2号煤层，平均间距16.12m。下邻近层瓦斯在原始情况下是很难抽放的，上赋煤层开采后才会卸压，从而向采空区释放瓦斯。根据工作面瓦斯涌出量预计，南山煤矿一采区1号煤层工作面开采时，采用现采空区埋管的方法治理现采空区瓦斯，预计采空区埋管抽放量为3m35.5.4矿井瓦斯康伟煤焦有限公司南山煤矿矿井瓦斯抽放量为本煤层预抽、临近层抽放和采空区抽放量之和，共计11.43矿井设计年抽放瓦斯量计算式为：Qa=Qd×N（5-2）式中：Qa——矿井设计年抽放瓦斯量，Mm3／a；Qd——矿井设计日抽放瓦斯量（应根据矿井的采掘布属、矿井（采区、采掘、工作面）瓦斯涌出量预测、通风能力、选用的瓦斯抽放方法及其抽放率等来确定)，Mm3／d；N—矿井瓦斯抽放年工作日数，d。当年产量达到0.9Mt/a时，矿井实际年抽放瓦斯量为：Qa=11.43×1440×365/1000000=6.0Mm3／a5.6瓦斯抽放效果评价5.6.1采煤工作面瓦斯抽放综采工作面瓦斯预抽率计算：η=（X0-X）/X0式中：η—回采工作面预抽瓦斯抽放率，%；X0—回采工作面瓦斯涌出量，m3/min，一采区工作面取9.59，二采区取12.26；X—回采工作面瓦斯抽放量，m3/min，一、二采区分别取5.28和6.15;；根据上式计算出一采区回采工作面瓦斯抽放率为55%，二采区回采工作面瓦斯抽放率为50%，均符合《煤矿瓦斯抽放基本指标》（AQ1026-2006）标准的要求。5.6采用顺层钻孔抽放时吨煤钻孔量表，详见表5-3。表5-3吨煤钻孔量表单位：m/t煤层类别薄煤层中厚煤层厚煤层容易抽放0.050.030.01可以抽放0.05~0.10.03~0.050.01~0.03较难抽放>0.1>0.05>0.03康伟煤焦有限公司南山煤矿一采区工作面抽放钻孔总长度约为9880m，回采工作面煤炭储量约为74520t，回采工作面吨煤钻孔量约为0.13m/t，1号煤层为可以抽放的薄煤层，回采工作面吨煤钻孔量符合《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）8.6节要求。二采区工作面抽放钻孔总长度约为16250m，回采工作面煤炭储量约为325013t，回采工作面吨煤钻孔量约为0.05m/t，2#煤层为可以5.6.回采工作面抽放后风排瓦斯量等于工作面预测的瓦斯涌出量减去抽放瓦斯量。Q排=Q涌–Q抽（5-3）式中Q排—抽放后风排瓦斯量，m3/min；Q涌—工作面预测的瓦斯涌出量，m3/min；Q抽—抽放瓦斯量，m3/min。年产量0.9Mt/a时，康伟煤焦有限公司南山煤矿，一采区1号煤层回采工作面预测的瓦斯涌出量为9.59m3/min，工作面预计抽放瓦斯量为5.28m3/min；由式5-3可知，回采工作面抽放后风排瓦斯量为4.31m3/min。二采区2号煤层回采工作面预测的瓦斯涌出量为12.26m3/min，工作面预计抽放瓦斯量为由3.2节可知，康伟煤焦有限公司南山煤矿两个采区回采工作面通风能解决的瓦斯量分别为6.4m3/min和8.57m3因此，康伟煤焦有限公司南山煤矿，经过预抽后，回采工作面配风量可以满足风排瓦斯的需要。5.6.4矿井瓦斯抽放率矿井（工作面）瓦斯抽放率是指矿井（工作面）瓦斯抽放量占矿井（工作面）瓦斯总涌出量的百分比，计算公式：（5-4）式中η—矿井（工作面）瓦斯抽放率，%；qc—矿井（工作面）瓦斯抽放量，m3/min；qf—矿井（工作面）风排瓦斯量，m3/min。当年产量为0.9Mt/a时，康伟煤焦有限公司南山煤矿矿井瓦斯总涌出量为28.10m3/min，矿井瓦斯抽放量为11.43m3/min，矿井瓦斯抽放率约为40.7％；回采面瓦斯总涌出量为9.59m3/min和12.26m3/min，回采面瓦斯抽放量为5.28可见，康伟煤焦有限公司南山煤矿矿井及回采工作面瓦斯抽放率均符合《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）标准的要求。6抽放瓦斯方法的选择6.1抽放瓦斯方法的选择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、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。6.1.1瓦斯抽放1、回采工作面瓦斯来源及构成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、邻近层涌出的瓦斯。工作面瓦斯主要来源于邻近层和开采层涌出的瓦斯。2、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，采用斜向钻孔，抽放工作面前方煤体的卸压瓦斯。康伟煤焦有限公司南山煤矿煤层虽属于可以抽放煤层，但和我国晋城、老虎台等矿区相比透气性并不是很好，为了保证本煤层预抽的效果，康伟煤焦有限公司南山煤矿应加强边采边抽，并适当加大布孔密度和增加抽放时间来提高预抽效果。3、邻近层瓦斯抽放邻近层瓦斯抽放就是通常所说的卸压层瓦斯抽放。在煤层群条件下，受开采层的采动影响，其上部或下部的邻近层煤层得到卸压，而产生膨胀变形，煤层透气性大幅度提高。此时煤层与岩层之间形成的空隙与裂缝，不仅可储存卸压瓦斯，而且也是良好的瓦斯流动通道，为防止邻近层瓦斯向开采层工作面涌出就应当用抽放的办法来处理这部分瓦斯。实践证明，邻近层瓦斯抽放效果好，如果抽放参数选取得当，抽放率可达到70~80%，甚至更高。根据康伟煤焦有限公司南山煤矿的煤层赋存与开采条件，煤层间距小，临近层向采掘空间涌出量大，二采区开采2号煤层时，可以向为开采的1号煤层施工钻孔抽放邻近层及裂隙带瓦斯。4、采空区瓦斯抽放回采过程中采空区丢煤、围岩瓦斯的涌出，使回采工作面采空区瓦斯主要来源；采空区瓦斯抽放具有抽放量大、来源稳定等特点。南山煤矿现采空区瓦斯涌出量占开采层瓦斯涌出量的38%左右，采空区瓦斯抽放尤为重要。根据1号煤层赋存条件和巷道布置情况，康伟煤焦有限公司南山煤矿可采用采空区埋管抽放采空区瓦斯。抽放过程中应根据抽放效果适当调整抽放参数，提高瓦斯抽放效果。6.1.2可选瓦斯抽放方法及参数设计根据抽放方法的选择原则，结合康伟煤焦有限公司南山煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出康伟煤焦有限公司南山煤矿较合理的抽放方法。1、开采层瓦斯预抽（1）斜向钻孔抽放1）抽放方法：根据煤层倾斜情况，从工作面回风侧即回风顺槽打斜向钻孔，工作面开采前进行煤层瓦斯预抽；开采时进行采动卸压抽放，具体采用在回风顺槽向裂隙带打钻。2）抽放钻孔布置：钻孔技术参数见表6-1，抽放钻孔布置见图6-1。表6-1交叉钻孔技术参数表钻孔类别钻孔与巷道夹角钻孔倾角（°）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）开孔高度（m）1101工作面60°同煤层倾角1309460.52201工作面60°同煤层倾角1309461注：以上技术参数供工作面试验用，须根据实际效果考察来确定合适的参数。图6-1交叉钻孔布置示意图3）封孔工艺钻孔采用聚氨酯封孔，封孔深度8m，封孔段长度2m，封孔管为直径φ50mm的PE管（阻燃、抗静电），再用铠装胶管连接到支管上，再连接到主管上，最终排入大气。实践中需进一步考察抽放钻孔间距，确定合理钻孔间距。工作面预抽时间为18聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。它的种类繁多，根据原料配方不同，可以制成多种不同产品。对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，不漏气，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。聚氨酯封孔采用卷缠药液法及钻孔内封孔管结构，见图6-2。图6-2聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图4）抽放管路管理工作面开采后，随着工作面的推进，靠近切眼的抽放钻孔不断报废，当钻孔距工作面切眼20m时，预计抽放钻孔进入卸压区，进行卸压抽放，随着抽放管路不断变短，靠近切眼的管路要逐段卸下来，端头用法兰盖密封。由于工作面在回采时，回风巷及进风巷需进行超前支护大约20m，为了不影响生产，需提前拆除管路，给瓦斯管路的管理造成一定困难，所以可以考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用软胶管与抽放管相连，抽放管未端特制一段2～3m长的短管，短管上做几个变径三通，与靠近工作面的钻孔用软管相连，钻孔报废后再向前移动短管，保持短管始终在抽放管路的末端，这样一来，工作面的预抽钻孔可以抽取大量的卸压瓦斯，使本煤层预抽取得较好的抽放2、高位钻孔抽放临近层瓦斯钻场、钻孔及管路布置，见图6-3。钻孔参数见表6-2。图6-3顶板走向长钻孔抽放瓦斯示意图表6-2钻孔技术参数表孔类开径孔φ（mm）终孔径φ（mm）方位（°）倾角（°）开孔位置钻孔间距（m）孔深（m）顶板孔9494030距钻场底板1.5距轨顺帮1.580顶板孔9494530距1号孔0.580顶板孔94941030距2号孔0.585顶板孔94941530距3号孔0.585注：以上技术参数只供试验参考，须根据效果考察来确定最适合的参数。3、埋管法抽放现采空区瓦斯采空区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。对于采空区瓦斯涌出量较大的工作面，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。焊接高0.5m、横向长1m、直径50mm的“T”字管，管口用纱布包裹。每30m连接一个，埋入采空区，打木垛保护，见图图6-4采空区埋管法抽放采空区示意图6.1.3瓦斯抽放经过综合分析，结合实际康伟煤焦有限公司南山煤矿选定的瓦斯抽放方法，见表6-3。表6-3抽放方法选择类别抽放方式理由备注建议本煤层抽放回采面预抽及边采边抽煤层瓦斯含量大，透气性系数衰减系数满足预抽条件，同时可采前预抽，采时卸压抽放在回风顺槽内向煤层施工交叉钻孔首先采用采空区抽放现采空区埋管抽放下临近层瓦斯释放到现采空区由回风顺槽向采空区埋管抽放（一采区使用）首先采用高位钻孔抽放上临近层及裂隙带瓦斯量大向裂隙带施工钻孔（二采区使用）首先采用6.2抽放施工设备、检测仪表及施工量从康伟煤焦有限公司南山煤矿所采用的抽放瓦斯方法来看，1号煤层抽放需要在回风顺槽内施工钻孔。打钻工程所需的设备为：一、钻机煤矿抽放瓦斯钻机应符合下列要求：1、电动机及附属电器设备必须是防爆的；2、钻机要体积小，轻便或解体方便，以利于搬迁；3、钻机应能打水平、上向、下向任意角度的钻孔。在综合分析我国煤矿常用钻机性能和现场实际使用情况的基础上，考虑康伟煤焦有限公司南山煤矿煤、岩硬度以及设计抽放钻孔的长度，设计选择ZDY3200S型全液压钻机。根据钻孔数量和钻孔长度，配备1台ZDY3200S型钻机，配套钻杆选用φ73mm，每节长度1.5m。选用φ94mm二、主要检测仪器、仪表配置井下抽放瓦斯主要检测仪器、仪表包括孔板流量计、U型水柱计（汞柱计）、瓦斯浓度检定器和高负压取样器等。三、施工量两个采区回采工作面钻孔总长度约26130m；高位钻孔总长度约10800上述钻场、钻孔和抽放瓦斯管路在工作面投产前需施工完成，进入预抽放状态。为了保证康伟煤焦有限公司南山煤矿的瓦斯抽放效果，每年投入的抽放工程必须达到要求，并且本煤层预抽时间为6个月。7瓦斯抽放管路系统布置及选型7.1抽放管路布置及选型7.1.1瓦斯抽放1、瓦斯抽放管路系统的选择原则抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应遵循如下原则：1)抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°。2)尽量避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设；若敷设在主要运输巷道内，在人行道侧其架设高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。3)管路发生故障，管道内的瓦斯不得流入采掘工作面、机房或机电硐室内。4)抽放管道与地上、下建（构）筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定。5）抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按全流速为5～12m/s和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10%。6）当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大200mm；当沿竖井敷设抽放7)抽放管路系统中必须安装调节、控制、测定、防回气、防回火装置。7.1.2康伟煤焦有限公司南山煤矿抽放瓦斯管网敷设路线为：现采空区及工作面→工作面回风顺槽→采区回风巷→瓦斯抽放泵站→回风大巷矿井抽放管网敷设系统示意图，见井下管路布置图。7.1.3抽放瓦斯抽放管径选择是否合理，对抽放瓦斯系统的建设投资及抽放系统效果有很大影响。应考虑抽放量最大时期，直径选择需合理，太大增加投资费用；太小管路阻力损失大，同时参照抽放泵的实际能力使之留有备用量。抽放管径一般采用下式计算：D=0.1457（Q/V）1/2（7-1）式中D—抽放瓦斯管内径，m；Q—瓦斯管中混合瓦斯流量，m3/min；V—瓦斯管中混合瓦斯平均流速，一般V=5～12m/s。依据矿井、工作面的瓦斯抽放量预计结果，两套抽放系统分别抽放一采区和二采区工作面瓦斯。矿井原有抽放系统服务二采区，抽放纯量为7.35m3/min左右，抽放浓度预计为30%左右；新建抽放系统抽放一采区工作面瓦斯，抽放量5.28m3/min左右，抽放浓度预计为20%左右。按上式计算并留有一定余量。康伟煤焦有限公司南山煤矿瓦斯抽放表7-1抽放系统抽放瓦斯管径选择结果类别抽放纯量（m3/min）瓦斯浓度（％）混合流量（m3/min）备用流量平均流速（m/s）计算管径（mm）选择管径（外径）（mm）壁厚(mm)材质原系统6.183517.5721.0841219328013.3PE或PVC新系统5.281829.3335.21225028013.3PE或PVC3152024122062196螺旋焊缝钢管7.1.4抽PE管采用与所选PE管配套的法兰或快速管接头连接。7.1.5抽放瓦斯管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力。计算管网阻力应在抽放管网系统敷设线路确定后，按其最长的线路和抽放最困难时期的管网系统进行计算。根据康伟煤焦有限公司南山煤矿巷道布置情况，一采区瓦斯抽放最困难时期系统瓦斯抽放管路长约1600m。1、摩擦阻力计算（7-2）式中H摩—管路的摩擦阻力，Pa；L—管路长度，m；γ—混合瓦斯对空气的密度比；K—与管径有关系数；D—瓦斯管内径，cm；Q—抽放混合瓦斯量，m3/h。系统摩擦阻力：2、局部阻力（H局）抽放管网系统中管件局部阻力（H局），按管道总摩擦力阻力的15％考虑，则：系统摩擦阻力：二采区工作面瓦斯抽放系统局部阻力：H局=0.15·H摩低H局=0.15×2885=433(Pa)一采区工作面瓦斯抽放系统局部阻力：H局=0.15·H摩低H局=0.15×9377=1406(Pa)（2）瓦斯抽放管网系统的总阻力（H总）二采区工作面瓦斯抽放系统：H总=H摩+H局=2885+433=3318Pa)一采区工作面瓦斯抽放系统：H总=H摩+H局=9377+1406=10784（Pa）7.1.61、井下管路敷设要求煤矿井下的环境条件较恶劣，且巷道高低不平，坡度大小不一，巷道受压变形，空气湿润易锈蚀等，为此对煤矿井下抽放瓦斯管路的敷设有如下要求：(1)瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施；(2)管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm(3)倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管道固定在巷道支护上，以免下滑；(4)管路敷设要求平直，尽量避免急弯；(5)主要运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m；(6)管路敷设时，要考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；(7)新敷设的管路要进行气密性。2、井下管路安装康伟煤焦有限公司南山煤矿抽放管路选PE或PVC管，抽放瓦斯管路安装采用侧帮吊挂方式。采用铁丝将抽放瓦斯管路吊挂在侧帮锚杆或棚退上。3、附属装置(1)阀门：在瓦斯抽放管路（主、支管）上和钻孔的连接处，均需安设阀门，主要用于调节与控制各个独立抽放地点的抽放负压、瓦斯浓度、抽放量等，同时修理和更换瓦斯管时可关闭阀门切断回路。设计选用的阀门为截止阀。(2)在管路以及钻孔连接装置上均应设置测压嘴，以便经常观测抽放管内的压力。在管路安装过程中加入一小段钢管，管路用DN273钢管，装上之前预先焊上内径6mm，高20mm的紫铜管测压嘴还可作为取气样孔，取出气体进行气体成分分析。(3)计量装置瓦斯流量是瓦斯抽放工作中的一个重要参数，较准确的测定瓦斯流量才能真实地反映瓦斯抽放效果。目前瓦斯计量方法的种类很多，应用条件也各不相同。本设计选用孔板流量计作为计量装备，安装与使用要求如下：①安装孔板时，孔板的孔口必须与管道同心，其端面与管道轴线垂直，偏心度小于1~2%；②孔板前（按气流方向，下同）D（管径）和孔板后半部0.5D处预先焊接两个测压嘴，直径6mm，材料为紫铜管；③安装孔板的管道内壁，在孔板前边D的范围内，不应有凸凹不平、焊缝和垫片等；④孔板流量计的前端，管道直线段的长度不小于20D，后端的长度不小于10D；⑤要经常清洗孔板前后的积水和污物，孔板锈蚀要及时更换；⑥抽放瓦斯量有较大变化时，应根据流量大小更换相应的孔板。⑦孔板使用1年后，要对孔板进行校正，以减小计量误差。(4)钻孔连接方式回采工作面预抽钻孔与抽放管路的连接是利用胶管连接，胶管的一端连接到钻孔封孔管上，另一端与抽放瓦斯管路连接，构成抽放系统。采空区抽放的埋管与支管用配套管接头直接对接，但必须安装阀门、孔板流量计和浓度、压差检测口，以观测和调整抽放参数。(5)放水装置放水装置的种类很多，根据康伟煤焦有限公司南山煤矿抽放瓦斯实际情况，钻孔涌水量小，设计放水装置全部选用自动放水器。7.2抽放设备布置及选型7.2.11、瓦斯泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽出量的需求；2、瓦斯泵的负压能克服管路系统的最大阻力；3、具有良好的真空度；4、抽放设备配备电机必须防爆。7.2.2抽放抽放瓦斯泵流量必须满足抽放系统服务年限之内最大抽放量的需要：Q泵=100·QZ·K/（x·η）（7-3）式中：Q泵—抽放瓦斯泵的额定流量，m3/min；QZ—矿井抽放瓦斯总量（纯量），m3/min；x—矿井抽放瓦斯浓度，％；K—备用系数；η—瓦斯抽放泵的抽放效率，一般取η＝0.8。一采区工作面抽放系统QZ=5.28m3/min，x=18%，K=1.6。根据上式计算抽放泵所需的额定流量为二采区工作面抽放系