xx煤矿瓦斯抽采初步设计

PAGE新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采初步设计煤炭科学研究总院沈阳研究院新疆天然物产贸易有限公司二〇一一年九月PAGE6项目名称：新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采初步设计报告审核：姜文忠研究员抚顺分院副院长刘志忠研究员抚顺分院副院长报告审批：王魁军研究员院总工、抚顺分院院长项目负责人：张劲松工程师驻疆办主任项目工作人员：煤炭科学研究总院沈阳研究院张劲松袁野王永敬陈刚雷传柱韩兵许江涛谭丕彧新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采初步设计目录前言 1第一章矿井概况 31.1井田概况 31.1.1交通位置 31.1.2地形、地貌 31.1.3地表水 41.1.4气象及地震 41.1.5矿井水源、电源 41.2地质构造及煤层特征 41.2.1地层 41.2.2地质构造 61.2.3煤层 61.2.4煤质 81.2.5煤尘 81.2.6煤的自燃倾向性 91.3矿井概况 91.3.1井田境界 91.3.2井田储量 91.3.3矿井生产能力及服务年限 101.3.6矿井开拓开采 101.3.7矿井通风 11第二章矿井瓦斯涌出量预测及瓦斯储量 132.1煤层瓦斯基本参数 132.2矿井瓦斯涌出量预测 142.3.1工作面瓦斯涌出量预测 142.3.2矿井瓦斯涌出量汇总 192.3矿井瓦斯储量 202.3.1储量计算范围 202.3.2矿井瓦斯储量 20第三章矿井瓦斯抽采必要性和可行性 233.1矿井瓦斯抽采的必要性与可行性 233.1.1瓦斯抽采必要性 233.1.2瓦斯抽采的可行性 233.2建立地面永久瓦斯抽采系统的条件 24第四章瓦斯抽采方法及工艺 264.1瓦斯来源分析 264.2瓦斯抽采方法选择 264.2.1抽采方法 274.2.2抽采方法的确定 384.3瓦斯抽采量确定 384.3.1高负压抽采系统瓦斯抽采量预计 384.3.2低负压抽采系统瓦斯抽采量预计 404.3.3矿井瓦斯抽采量预计 404.4瓦斯抽采指标的确定 404.4.1矿井瓦斯抽采率 414.4.2工作面瓦斯抽采率 424.4.3可解吸瓦斯量 424.4.4预抽煤层瓦斯的钻孔量 434.5封孔工艺 434.5.1封孔 434.5.2钻孔与管路的连接 444.5.3瓦斯抽采巷道密闭 44第五章瓦斯抽采管路系统 465.1抽采瓦斯管路选择 465.1.1抽采泵位置选择原则 465.1.2抽采管路布置原则 465.1.3抽采管路敷设路线 465.1.4抽采瓦斯管径选择 465.1.5管材选择 485.1.6瓦斯管的连接方式 485.1.7管网阻力计算 485.2管路敷设及管路附属设施 515.2.1井下管路敷设要求 515.2.2井下管路安装 515.2.3管路防腐、防锈 515.2.4管路附属设施 51第六章抽采泵选型 556.1选型原则 556.2抽采泵流量计算 556.3瓦斯抽采系统压力计算 556.4瓦斯泵的真空度计算 566.5抽采泵选型 566.6泵房主要附属设施 57第七章瓦斯抽采泵站 607.1瓦斯抽采泵站位置及建筑要求 607.1.1地面瓦斯抽采泵站要求 607.1.2瓦斯抽放泵站的建筑 617.1.3瓦斯抽采泵站的确定 617.2泵站的供电系统及通讯 617.2.1概述 617.2.2瓦斯抽采泵站供电系统设计 623、高压电缆选取 637.2.3瓦斯抽采泵站通讯 637.3泵站的给排水 637.4采暖及通风 647.5监控 64第八章抽采瓦斯管理 668.1队伍组织 668.2图纸和技术资料 668.2.1图纸 668.2.2记录 668.2.3报表 668.2.4台帐 668.2.5报告 678.3管理与规章制度 678.3.1管理制度 678.3.2规章制度 678.4常用记录和报表格式 68第九章抽采系统及抽采泵站安全措施 709.1瓦斯抽采系统安全管理 709.1.1抽采系统安全措施 709.1.2抽采钻场、钻孔施工时防治瓦斯危害的措施 709.1.3管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施 709.1.4倾斜巷道的瓦斯管路防滑措施 719.1.5管路防腐措施 719.1.6地面管路防冻措施 719.2抽采泵站安全措施 719.2.1瓦斯抽采泵前后回火、防回火、防回气措施 719.2.2泵站抽采防雷电、防火灾、防洪涝、防静电措施 719.3其它 72第十章技术经济 7310.1机构设置及人员配置 7310.1.1机构设置 7310.1.2人员配置 7310.2投资概算 73第十一章矿井瓦斯利用 7811.1瓦斯利用可行性论证 7811.1.1瓦斯利用的必要性 7811.1.1.1从国家有关瓦斯利用的法律法规看 7811.1.2瓦斯利用的可行性 7911.2瓦斯发电设计方案 7911.2.1低浓度瓦斯发电技术介绍 7911.2.2安全问题 8211.2.2.2机组的安全 8411.2.3低浓度机组技术特点 8411.2.4先进的出厂试验系统 8511.2.5综述 8511.3瓦斯发电机组技术优势 8511.3.1电控燃气混合技术 8511.3.2瓦斯与空气先混合后增压技术 8611.3.3先进的出厂试验系统 8611.3.4低压进气技术 8611.3.5燃烧自动控制技术 8611.3.6稀燃技术 8711.3.7防回火技术 8711.3.8电子调速技术 8711.3.9TEM－计算机控制技术 8711.4燃气使用参数 8711.5瓦斯发电机组的机构特点及相关技术性能参数 8811.5.1瓦斯发电机的主要部件构成 8811.5.2无刷恒压同步发电机结构及主要技术性能参数 8811.6运行的适应性 8911.6.1机组对冷却水的要求 8911.6.2环境适应性 8911.6.3场所分类 9011.7发电机组保护功能 9011.7.1发动机部分的保护功能 9011.7.2发电机部分的保护功能 9011.7.3机组主要电气及能耗指标 9111.7.4噪声水平 9111.7.5环境污染采取的控制措施 9111.8建议说明 91新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采初步设计PAGE50前言一、概述瓦斯灾害长期以来，一直是威胁煤矿安全生产和影响企业经济效益的重要问题。瓦斯赋存、涌出和防治技术的研究一直是我国煤矿，特别是高瓦斯和突出矿井的重要课题。近年来，随着开采深度的延深及开采强度的加大，低瓦斯矿井的瓦斯问题也日益突出。尤其是少数低瓦斯矿井存在高瓦斯区，由于对瓦斯异常涌出及局部积聚疏于防范，导致瓦斯恶性事故时有发生，给国家和人民的生命财产造成不可挽回的损失，新疆近几年发生的重大瓦斯伤亡事故，教训触目惊心。目前，矿井（包括低瓦斯矿井）瓦斯治理工作，日益受到安全监管部门和企业干部、职工的重视。二、任务来源新疆拜城天然物产贸易有限公司梅斯布拉克煤矿为0.6Mt/a矿井，在开拓掘进过程中发现瓦斯涌出量较大，为确保矿井安全生产，新疆拜城天然物产贸易有限公司决定开展梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采工作。煤炭科学研究总院沈阳研究院（原抚顺分院，以下简称沈阳研究院）受新疆拜城天然物产贸易有限公司委托，沈阳研究院承担了梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采设计任务。三、设计的主要依据1、《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）国家质量监督检验检疫总局；2、《矿井瓦斯抽放管理规范》（1997）中华人民共和国煤炭工业部；3、《煤矿安全规程》（2010）煤矿安全监察局；4、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）国家安全生产监督管理总局；5、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）国家安全生产监督管理总局；6、国家安全监管总局、国家煤矿安监局《关于加强煤矿建设项目瓦斯抽采工作的通知》（安监总煤监2008年167号）；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446号）；8、《新疆拜城天然物产贸易有限公司梅斯布拉克煤矿初步设计》（2011）新疆煤炭设计研究院有限责任公司；9、《新疆梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采可行性研究报告》（2010）煤炭科学研究总院沈阳研究院；10、梅斯布拉克煤矿提供的的通风、生产和地质方面的资料。三、设计的指导思想1、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；2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；3、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际。四、设计的主要内容设计的主要内容为：1、矿井瓦斯赋存情况、抽采瓦斯的可行性及必要性、抽采量预计；2、瓦斯抽采方法及抽采工艺设计，抽采瓦斯钻场与钻孔参数设计；3、地面抽采泵站的泵房布置、供电、供水、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、抽采泵站及井下管路的检测、监控布置；6、抽采瓦斯管理措施及安全措施；7、抽采所需主要设备及材料清单及工程投资概算。第一章矿井概况1.1井田概况1.1.1交通位置新疆天然物产贸易有限公司拜城县梅斯布拉克煤矿(以下简称梅斯布拉克煤矿)位于拜城县县城北东方向70km的梅斯布拉克村、梅斯布拉克河一带。井田位于S307省道以北，距S307省道的直线距离约35km，距库车火车站115km，由S307省道克孜尔乡站通往梅斯布拉克村的简易公路（砂石路面）从矿区中部通过，交通便利。矿区交通位置图详见图1-1所示。图1-1矿区交通位置图1.1.2地形、地貌井田地貌类型属于山前丘陵地貌，地势北高南低，以梅斯布拉克河为界分东西两个部分，西部平坦，地形坡度一般5°左右；东部沟谷发育，起伏较大，井田内最高点在西北部，海拔标高+1986m，最低点在井田东南部，海拔标高+1910m，相对高差76m。地表植被不发育，呈典型的荒漠戈壁景观。1.1.3地表水梅斯布拉克河是井田内及附近唯一的地表水系，年径流量为0.158～0.672亿m3，该河为北向南流向，从井田中部通过，发源于北部的天山山脉，以大气降水、冰雪融化水、山泉水为补给源，流量随季节变化较大，一般冬季为枯水期，春季融雪和夏秋两季水流量较大。梅斯布拉克河在丰水年常年有水，贫水年常出现短时间断流现象。1.1.4气象及地震矿区属大陆性中温带干旱气候，冬、夏较长，春秋较短，冬季寒冷，夏季凉爽，昼夜温差大，历年平均气温+7.4℃，年极端最高气温+37.4℃，年极端最低气温-32℃，年平均降水量94.9mm，降雨多分布在北部山区，蒸发量1538.2mm井田地震动峰值加速度值为0.15g，地震烈度为Ⅶ烈度区。1.1.5矿井水源、电源井田东北部第四系全新统冲洪积砂砾石层潜水含水层主要分布在梅斯布拉克河现代河床及冲沟内，其岩性由卵石、砾石、漂石、粗砂、亚砂土等组成，厚度0-20m，砾石成份以火成岩、变质岩、石灰岩、砂岩为主。该含水层结构松散，孔隙大，透水性强，接受地表水直接补给，富水性较强。属于中等富水含水层，水质符合国家《生活饮用水卫生标准》(GB5749-85)，为矿井的供水水源。矿井采用双回电源供电，在矿井工业场地设一座35kV变电所，1回电源引自拟建矿区35kV变电所10kV侧，线路长度约为2km，导线规格为LGJ－240。另1回电源引自宿相35kV变电所35kV侧，线路长度约为30km，导线规格为LGJ－240。2回线路同时工作，分列运行。1.2地质构造及煤层特征1.2.1地层井田位于库—拜煤田拜城矿区的东部，井田内分布的地层从新到老有第四系、侏罗系下统、三叠系上统，除第四系不整合于不同时代的地层之上外，其余各套地层之间为整合接触，地层总体走向呈近东西向，并按照由新到老的顺序依次从南向北排列，各时代地层的岩性特征如下：新生界（KZ）①第四系全新统（Q4）第四系全新统为冲洪积层（Q4al+pl）：分布于井田各大沟谷和梅斯布拉克河床及两侧，主要成分由砾石、漂砾、少量砂、亚砂土，砂质粘土组成，次棱状，分选性差，松散状，透水性强，地层厚度10～66m，平均厚度27.75m。②第四系上更新统（Q3）第四系上更新统为新疆群（Q3xn）：广泛分布，为河流相的洪积层（Q3pl），以疏松砂、砾石、漂砾为主，泥砂质胶结，胶结程度较差，次棱状，分选差，以透水性强为特点，地层厚度16.40～48.00m，平均厚度31.75m。③第四系中更新统（Q2）井田范围第四系中更新统为乌苏群（Q2ws），区内广泛分布，梅斯布拉克河上游东岸有出露，为冰水沉积层（Q2gl），由砾石、漂砾，泥砂组成，棱角状、次棱角状，分选性极差，砂质、钙质胶结，胶结较好，地层厚度92.00～168.00m，平均厚度132.00m。中生界（Mz）①侏罗系下统阿合组（J1a本井田西南部有出露，分布于井田南部，呈北东向条带状展布，钻孔揭露了下部层段，主要为一套河流相或三角洲相粗碎屑沉积，斜层理发育，地层厚度一般为375.00～422.00m上段（J1a2）：岩性主要为灰黄色、灰白色含砾粗砂岩、粗砂岩，地层厚度为258.00～278下段（J1a1）：岩性为灰黄色、灰白色、灰绿色块厚层状粗砂岩、砾岩、砂砾岩、长石石英砂岩夹粉细砂岩，局部富含铁质，多呈褐色，地层厚度为117.00～144②侏罗系下统塔里奇克组（J1t）井田西部有零星出露，分布与井田中、北部，呈北东向条带状展布，根据钻孔揭露，为一套河湖相、沼泽相、泥炭沼泽相沉积，岩性由灰-灰白色砾岩、砂岩、灰色粉砂岩和黑色炭质泥岩及煤层组成。地层厚度一般为126.50～288.00m上段（J1t2）：由一套灰白色中粗砂岩、黄绿色粉砂岩、黑色炭质泥岩及煤层组成，含煤6层，煤层编号A7～A12，地层厚度64.86～205.11m，平均厚度105.71m。下段（J1t1）：岩性主要为灰白色砂岩或中粗砂岩、砾岩，黄绿色粉砂岩、砂质泥岩夹黑色炭质泥岩及煤层，含煤3层，编号A3～A6，地层厚度70.79～117.27m，平均厚度85.79m。③三叠系上统郝家沟组（T3h）井田西部零星出露，分布于井田北部，岩性为灰绿色粉、细砂岩、黑灰色泥岩、灰白色、浅黄灰色厚层状粗砂岩、含砾砂岩、砾岩夹有薄层叠锥灰岩。未见底。另外，根据区域地质成果，中生界地层从下向上有着明显的从河流相到湖泊相再到河流相、湖泊相的旋回结构，在从湖泊相向河流相和河流相向湖泊相的转化过程中，出现了泥炭沼泽相、泥炭沼泽相形成了煤层。早三叠世开始至早侏罗世初为第一旋回，是一套以河流相至湖泊相的沉积。从早侏罗世早期到末期为第二旋回，是一套由河流相到湖泊相的沉积，期间形成了塔里奇克组和阳霞组两套含煤地层。1.2.2地质构造井田位于库-拜煤田拜城矿区的东部，拜城矿区内的总体构造形态为一向南倾斜的单斜构造，具有西陡东缓的变化规律。本井田构造形态与矿区总体构造形态基本一致，为一向南倾斜的单斜构造，倾向160°左右，倾角61°～72°左右，具有西缓东陡的特征。井田范围内无岩浆岩侵入，未发现有大的断裂构造。构造的复杂程度属于中等。1.2.3煤层井田内含稳定煤层3层：A3、A5、A7；较稳定煤层2层A8、A11，不稳定煤层3层：A6、A9、A12；极不稳定煤层1层A10，主要开采煤层为：A3、A5、A6、A7、A8、A9，煤层倾角为61°～72°。现对各煤层（自下而上）分述如下。A3号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组下段（J1t1）的底部。见煤点煤层厚度变异系数6%，可采性指数0.96，属于稳定煤层，有益厚度2.15～6.71m、平均厚度4.82m，煤层厚度由西向东变厚，煤层有分叉现象，有1～3个分层，下分层编号A3-1、中部分层编号A3-2、上分层A3-3，各分层均为简单结构，煤层顶板和底板岩性为深灰色泥岩、粉砂岩、细砂岩和炭质泥岩，与上部A5号煤层间距为4.00～17.50m，平均9.29m。A5号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的下部，A3煤层之上，可采性指数1，煤层厚度变异系数8%，属于稳定煤层，有益厚度3.58～12.50m、平均厚度7.60m，有1-3个分层，下分层编号A5-1、中分层编号A5-2、上分层编号A5-3，煤层厚总体表现为自西向东变厚的规律，各分层结构简单，煤层底板岩性为深灰色粉砂岩、细砂岩，顶板岩性为粗砂岩或含砾粗砂岩、粉砂岩、细砂岩。与上部A6号煤层间距为7.00～19.00m，平均11.89mA6号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组下段（J1t1）的上部，A5煤层之上，有益厚度0.50～1.96m，平均0.91m，煤层厚度变异系数11%，可采性指数0.67，煤层结构简单，属于不稳定煤层，在井田4线以西全部可采，4线以东被剥蚀，只有零星残留，9线出现可采点，煤层底板岩性为炭质泥岩和深灰色粉砂岩，顶板岩性为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、中砂岩。与上部A7号煤层间距为14.00～32.00m，平均21.09m。A7号煤层：位于侏罗系下统塔里奇克组上段（J1t1）的下部，煤层有益厚度为1.73～8.54m，平均3.90m。可采性指数1，煤层厚度变异系数10%，结构简单，属于稳定煤层，煤层由西向东，由浅到深有逐渐变厚的趋势、含一至二层夹矸。煤层顶板为炭质泥岩、粉砂岩和细砂岩、底板为炭质泥岩和细砂岩。与上部A8号煤层间距为10.50～29.20m，平均17.88m。A8号煤层：位于塔里奇克组上段（J1t2），有益厚度在0.63～1.81m之间，平均厚度1.31m，可采性指数0.93，煤层厚度变异系数6%，属于较稳定煤层，顶底板均为泥岩或粉砂岩，结构简单，与上部A9号煤层间距为8.50～38.00m，平均19.08m。A9号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.22～3.31m，平均1.45m，煤层厚度变异系数3%，可采性指数0.71，煤层结构简单，属于不稳定煤层，煤层厚度由西向东变薄直到尖灭。煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A10号煤层间距为6.50～25.00m，平均18.2m。A10号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的中部，有益厚度在0.19～0.70m，平均0.49m，煤层厚度变异系数10%，可采性指数0.42，煤层结构简单，属于极不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A11号煤层间距为8.50～27.00m，平均15.66m。A11号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.42～1.23m，平均0.69m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.89，煤层结构简单，属较稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。与上部A12号煤层间距为6.00～7.00m，平均6.44m。A12号煤层：位于下侏罗统塔里奇克组上段（J1t2）的上部，有益厚度在0.40～1.09m，平均0.71m，煤层厚度变异系数13%，可采性指数0.60，煤层结构简单，属不稳定煤层，煤层顶板为泥岩和粉砂岩，底板为炭质泥岩、泥岩、粉砂岩。井田可采煤层特征见表1-1。表1-1煤层特征一览表煤层编号煤层厚度煤层间距夹矸层数煤层厚度变异系数（%）煤层结构类型煤层稳定性最小-最大平均（m）最小-最大平均（m）A120.40～1.090.716.00～7.006.44013简单不稳定A110.42～1.230.69013简单较稳定8.00～27.0015.66A100.19～0.700.49010简单极不稳定6.50～25.0018.20A90.22～3.311.4503简单不稳定8.50～38.0019.08A80.63～1.811.3106简单较稳定10.50～29.0017.88A71.73～8.543.900～210简单稳定14.00～32.0021.09A60.50～1.960.91011简单不稳定7.00～19.0011.89A53.58～12.507.600～38中等稳定4.00～17.509.29A32.15～6.714.820～26简单稳定1.2.4煤质井田内塔里奇克组所含煤层的宏观物理性质具一定的相同性，颜色为深黑色，煤芯多为粉沫状至碎块状，煤岩组成以暗煤为主，光泽暗淡，宏观煤岩类型为暗淡煤类。井田范围内可采煤层为中等变质程度的焦煤、煤质牌号24JM、25JM，以低硫、低磷、特低氯、中热值为特征，可以作为炼焦用煤、也可以作为气化用煤。1.2.5煤尘根据新疆煤田地质局综合实验室的测试结果，A3、A5、A7、A8、A9煤层的煤尘均有爆炸性。1.2.6煤的自燃倾向性根据该矿地质报告（2007年），A3煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层，A5煤层属易自燃或很易自燃煤层，A7煤层属不易自燃、易自燃、或很易自燃煤层。A8煤层属不易自燃或易自燃煤层。A9煤层属易自燃煤层。1.3矿井概况1.3.1井田境界根据地质勘探报告及矿井初步设计，井田走向长约5km，南北宽0.70km，面积3.54km2。根据勘探范围，井田境界拐点坐标如下：拐点X(m)Y(m)14667495.00 27611890.0024668211.00 27614462.0034668855.00 27616768.0044668245.00 27617030.0054667650.00 27615059.0064666820.0027612125.001.3.2井田储量矿井地质资源量61.288Mt，工业资源储量58.488Mt，可采储量为41.3387Mt。井田可采储量见表1-2所示。表1-2矿井可采资源量汇总表单位：Mt开采水平煤层编号工业资源储量永久煤柱矿井设计储量保护煤柱开采损失矿井设计可采储量井筒工业广场采空区小计一水平(+1680m以上)A3-11.1470.0111.1360.09470.02050.11520.26830.8677A3-24.4610.04214.41890.1710.07830.24931.29173.1272A58.1410.08678.05430.35180.16120.5132.39835.656A60.6260.00970.61630.03940.0180.05740.14120.4751A74.0630.04134.02170.16750.07670.24421.18862.8331A81.6400.01441.62560.05820.02670.08490.3931.2326A91.3220.01561.30640.06310.02890.0920.33490.9715合计21.4000.220821.17920.94570.41031.3566.01615.1632二水平(+1680～+1530m)A3-10.9110.00970.90130.06080.06080.18690.7144A3-23.9150.03223.88280.23230.23231.14492.7379A59.4970.07659.42050.4780.4782.71366.7069A60.4890.00860.48040.05350.05350.11750.3629A74.2120.03644.17560.22750.22751.21452.9611A81.2450.01271.23230.07910.07910.30970.9226A90.5320.01370.51830.08580.08580.17230.356合计20.8020.189820.61221.2171.2175.860414.7518三水平(+1530～+1400m)A3-10.5980.00840.58960.05270.05270.13320.4564A3-22.5800.03222.54780.20140.20140.7881.7598A57.8220.06637.75570.41430.08430.41432.24965.5061A60.3980.00740.39060.04630.02580.04630.09790.2927A73.4520.03163.42040.19720.17110.19721.0032.4174A80.9830.0110.9720.06860.06960.06860.24930.7227A90.4220.01190.41010.07440.07870.07440.14150.2686合计16.2870.168816.11821.05490.42951.05494.69450.8677合计58.4880.57957.9093.21760.42950.41033.647116.570941.33871.3.3矿井生产能力及服务年限根据新疆设计院编制的梅斯布拉克煤矿矿井初步设计资料，矿井设计生产能力为0.6Mt/a，矿井服务年限约49.2a。其中，一水平（+1818m以上）煤层服务年限为6.3a，二水平（+1818m～+1680m）煤层服务年限为11.7a，三水平（+1680m～+1531.3.6矿井开拓开采矿井采用主、副斜井开拓方案（反斜井）开拓。主、副斜井井口位于井田西部3勘探线以西80m，井田北部边界以北100m的开阔沟谷内(位于井田范围以外)。矿井开采三采区时布置东风井，为立风井。主、副斜井从煤层底板穿越煤层布置，井筒倾角均为25°。主斜井采用半圆拱锚喷支护，装备一条ST型钢丝绳芯(阻燃)带式输送机(B＝1000mm)，担负矿井的主提升、进风任务，井筒内敷设电缆、人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。副斜井采用半圆拱锚喷支护，铺设30kg/m钢轨，单钩串车提升，担负全矿井提矸、上下人员、升降材料设备及主要进风任务，井筒内敷设管路，并设人行台阶和扶手，作为矿井安全出口。矿井划分为四个水平，各水平标高为+1818m、+1680m、+1530m、+1400m，三、四水平采用暗斜井开拓，一水平划分为一个双翼采区，二、三、四水平各划分为两个双翼采区。采区：按一至七采区的顺序开采。煤层：按照自上而下的顺序开采。区段：先采上部区段，后采下部区段，每一区段内东西两翼交替或同时时开采。工作面：回采方向为后退式，即由井田边界向井筒、采区上山方向回采。A9、A8、A6薄及中厚煤层采用伪倾斜单腿支撑式“］”型柔性掩护支架采煤法。A3、A5、A7厚煤层采用伪倾斜“八”字型柔性掩护支架采煤法。各采煤方法均采用全部跨落法管理顶板。矿井开拓系统图详见图1-2。1.3.7矿井通风矿井通风系统为分区式，主、副斜井进风，西风井回风(主要为一、三、五采区服务)，东风井回风(为二、四、六采区服务)，通风方法为机械抽出式。矿井总风量为96回采工作面：A7煤层9m3/s，A5煤层：13m3/s，A3煤层：8m接续工作面：A7煤层4.5m3/s，A5煤层6.0m3顺槽掘进工作面(3个综掘面)：3×8.5m3/s=25.5m3区段石门掘进工作面：8.0m3/s主暗斜井延深掘进工作面：10.0m3/s专用消突巷：4.0m3/s火药发放硐室：2.0m3/s绞车硐室：2.0m3/s其它地点：4.0m3/s图1-2矿井开拓系统布置图第二章矿井瓦斯涌出量预测及瓦斯储量2.1煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯赋存基础参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据，进行瓦斯抽采设计所需的煤层瓦斯主要实测参数包括煤层瓦斯含量、煤中的残存瓦斯含量等一些瓦斯基础参数。本次进行瓦斯抽采工程初步设计所采用的煤层瓦斯基本参数如表2-1：表2-1煤层瓦斯基础参数表参数名称单位对象煤层参数值备注煤层原始瓦斯压力MPaA90.66煤层瓦斯基础参数详见煤科总院沈阳研究院2010年完成的《新疆梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采可行性研究报告》。MPaA81.22MPaA70.64MPaA30.68煤层瓦斯含量m3/tA97.866A810.083A79.987A56.966A311.519煤视密度t/m3.A91.3A81.39A71.33A51.42A31.44煤层透气性系数m2/MPa2·dA80.479钻孔瓦斯流量衰减系数d-1A80.0106A30.0465灰份（Aad）%A96.13A820.43A711.4A521.99A310.43挥发份（Vdaf）%A924.18A831.65A726.3A527.11A326.29水份（Mad）%A90.63A80.89A70.62A50.52A30.492.2矿井瓦斯涌出量预测目前矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类：矿山统计预测法和分源预测法。本次采用分源预测法，其实质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规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，达到预测各采区、全矿井瓦斯涌出量的目的。矿井瓦斯涌出的源、汇关系如图2-1所示。通过对其瓦斯涌出量及瓦斯涌出构成进行分析预测，选择适合的矿井瓦斯抽采方法进行瓦斯抽采，以达到最佳的抽采效果。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2-1矿井瓦斯涌出源汇关系示意图根据新疆煤炭设计院完成的矿井初步设计，矿井达产时，布置3个采煤工作面，分别为二采区A5、A3煤层工作面和三采区A7煤层工作面。同时布置4个煤巷掘进工作面，分别为二采区A5、A7煤层掘进工作面及三采区A5、A7煤层掘进工作面。矿井设计生产能力为0.6Mt/a，矿井服务年限约49.2a。其中，一水平（+1818m以上）煤层服务年限为6.3a，二水平（+1818m～+1680m）煤层服务年限为11.7a，三水平（+1680m～+1530m）煤层服务年限为17.6a，四2.3.1工作面瓦斯涌出量预测（1）回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯量包括两部分：开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量两部分。q回＝q开+q邻式中q回－回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；q开－开采层瓦斯涌出量，m3/t；q邻－邻近层瓦斯涌出量，m3/t。1、开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算：（2-1）式中:q开—开采层瓦斯涌出量，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，全部垮落法管理顶板时，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的倒数，取k2=1.053；k3—准备巷道预排瓦斯对回采工作面煤体瓦斯涌出影响系数，k3=（L-2h）/L=（80-2×12.4）/80=0.69；L—工作面长度，取L=80m；h—巷道瓦斯预排等值宽度，取h=12.4mm—开采层厚度，A3为4.82m，A5为7.6m，A7为3.9mM—工作面采高，A3为4.82m，A5为7.6m，A7为3.9m；W0—煤层原始瓦斯含量，m3/t；A3为11.519m3/t，A5为6.966m3/t，A7Wc—煤的残存瓦斯含量，按标准AQ1018-2006，A3为1.782m3/t，A5为1.55m3/t，通过计算，A3煤层瓦斯相对涌出量为9.197m3/t，A5煤层瓦斯相对涌出量为5.116m3/t，A72、邻近层瓦斯涌出量（2-2）式中：q邻－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；mi－第i个邻近层厚度，m；M－工作面采高，m；ki－第i个邻近层瓦斯排放率，%；取值详见图2-2，W0i－第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t；Wci－第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；1-上邻近层；2-缓倾斜下邻近层；3-倾斜、急倾斜下邻近层图2-2邻近层瓦斯排放率与层间距的关系eq\o\ac(○,1)A7煤层开采时其邻近层瓦斯涌出量根据矿井初步设计，A7煤层开采时，下邻近层A6、A5、A3共3个煤层在其开采影响范围内，邻近层瓦斯涌出量计算结果如表2-1所示。表2-1煤层名称煤厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距A7号煤层平均距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注mm3/tm3/tm%m3/tA73.99.9871.76———开采层A60.919.9871.7621.09601.152下邻近层A57.66.9661.5532.98505.277A34.8211.5191.78242.27404.814注：未测定过含量的煤层按邻近煤层瓦斯含量取值。通过计算，A7煤层邻近层瓦斯涌出量为11.243m3eq\o\ac(○,2)A5煤层开采时其邻近层瓦斯涌出量根据矿井初步设计，A5煤层开采时，下邻近层A3煤层在其开采影响范围内，邻近层瓦斯涌出量计算结果如表2-2所示。表2-2煤层名称煤厚原始瓦斯含量残存瓦斯含量距A5号煤层平均距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备注mm3/tm3/tm%m3/tA57.66.9661.55———开采层A34.8211.5191.7829.29804.94下邻近层注：未测定过含量的煤层按邻近煤层瓦斯含量取值。通过计算，A5煤层邻近层瓦斯涌出量为4.94m3综上可知，矿井回采工作面的瓦斯涌出量分别为：A7:7.771+11.243=19.014mA5:5.116+4.94=10.056mA3:9.197+0=9.197mA7、A5、A3煤层回采工作面产量分别按550.75t/d、1187.42t/d、738.23t/d，回采工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.5，矿井A7、A5、A3煤层回采工作面的绝对瓦斯涌出量分别为10.9m3/min、12.44m3/min（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面的瓦斯主要来自煤壁和落煤两部分，其计算公式为：q掘=qB+qL式中qB－煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL－落煤瓦斯涌出量，m3/min。①掘进工作面煤壁瓦斯涌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，煤壁瓦斯涌出已基本稳定。其计算式为：（2-3）式中qB—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道断面内煤壁暴露面的周长，对于薄及中厚煤层，D=2m0，对于厚煤层，D=2h+b，h为巷道高度，b为巷道宽度。D5=D7=6.4mv—巷道平均掘进速度，m/min；综掘v取0.0014mL—掘进巷道长度；q0i—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min；按下式计算：（2-4）式中Vdaf—煤中挥发份含量，%，A5为27.11，A7为26.3；X—煤层原始瓦斯含量，A5为6.966m3/t，A7为根据（2-4）式计算，掘进工作面瓦斯涌出初速度为：综掘工作面瓦斯涌出初速度为：q0综掘7=0.026×[0.0004×(26.3)2+0.16]×9.987=0.113m3/mq0综掘5=0.026×[0.0004×(27.11)2+0.16]×6.966=0.082m3根据（2-3）式计算，掘进工作面煤壁瓦斯涌出量为：综掘工作面煤壁瓦斯涌出量为：qB综掘7=6.4×0.0014×0.113×[2×(800/0.0014)1/2-1]=1.53qB综掘5=6.4×0.0014×0.082×[2×(800/0.0014)1/2-1]=1.11m②掘进工作面落煤瓦斯涌出量（2-4）式中qLi—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；S—掘进巷道断面积，m2，S取4.8mv—巷道平均掘进速度，m/min，综掘v取0.0014mγ—煤的密度，γ7=1.33t/m3，γ5=1.42t/m3；W0—煤层原始瓦斯含量，A7为9.987m3/t，A5为6.966Wc—煤层残存瓦斯含量，A7为1.76m3/t，A5为1.55根据（2-4）式计算，掘进工作面落煤瓦斯涌出量为：综掘工作面落煤瓦斯涌出量为qL综掘7=4.8×0.0014×1.33×(9.987-1.76)=0.074qL综掘5=4.8×0.0014×1.42×(6.966-1.55)=0.052根据落煤和煤壁瓦斯涌出量的计算值，计算综掘工作面瓦斯涌出量为qj综掘7=qB综掘+qL综掘=1.53＋0.074=1.604mqj综掘9=qB综掘+qL综掘=1.11＋0.052=1.162m考虑掘进过程中瓦斯涌出的不均衡性，取不均衡系数为1.5，计算得到A7、A5煤层综掘工作面瓦斯涌出量为2.406m3/min、1.743m（3）采区瓦斯涌出量预测生产采区涌出量是指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，其计算方法如下：（2-5）式中：qk—矿井采区瓦斯涌出量，m3/t；—生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取=1.45；q采i—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;Ai—第i个回采工作面日产量，t/d；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，t/d。梅斯布拉克煤矿达产时，二采区A5、A3煤层工作面和三采区A7煤层工作面日产量分别为1187.42t/d、738.23t/d、550.75t/d。二采区平均日产量为1925.65t/d，三采区平均日产量为550.75t/d。根据式2-5计算得出生产采区相对瓦斯涌出量分别为：二采区：qk=17.9m3/t；三采区：qk=31.6（4）矿井瓦斯涌出量预测q井=（2-6）式中q井——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；K＂——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.35。则q矿=1.35×（17.9×1925.65+31.6×550.75）/（1925.65+550.75）=28.3m全矿井绝对瓦斯涌出量q矿=28.3×2288.92×1.3/1440=58.5m32.3.2矿井瓦斯涌出量汇总 矿井二水平瓦斯涌出量预测结果见表2-3.表2-3矿井二水平瓦斯涌出预测结果汇总矿井平均日产量(t/d)瓦斯涌出量矿井合计回采(m3/min)掘进(m3/min)采空区(m3/min)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)2288.9230.418.29819.79228.358.5所占比例（%）521434--100注瓦斯抽采设计以二水平预测量为依据。矿井其他水平瓦斯涌出量预测结果见表2-4所示。表2-4矿井一、三、四水平瓦斯涌出预测结果汇总水平瓦斯涌出量矿井合计回采(m3/min)掘进(m3/min)采空区(m3/min)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)一水平（+1818m）15.542.32113.46920.632.33三水平（+1530m46.6912.29443.11649.42102.1四水平（+1400m60.815.73455.76664.04132.3注eq\o\ac(○,1)矿井平均日产量：一水平1738.17t/d；三、四水平为2288.92t/deq\o\ac(○,2)矿井三、四水平瓦斯涌出量仅供参考。2.3矿井瓦斯储量2.3.1储量计算范围矿井瓦斯储量系指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量。矿井瓦斯储量计算范围：除井田范围内各可采煤层参与瓦斯储量计算范围以外，还包括受开采层采动影响的向矿井涌出瓦斯的不可采煤层和围岩。煤层中的瓦斯资源储量以矿井煤炭地质储量为依据。2.3.2矿井瓦斯储量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十W2十W3式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；Wl—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；Ali—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3／t；W2—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，（Mm3）A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3／t；W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：W3＝K(W1十W2)K—围岩瓦斯储量系数，取K＝0.1。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式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；ηk—矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平，取30%；Wk—矿井瓦斯储量Mm3；根据上述计算方法和公式，将梅斯布拉克煤矿可采煤层以及受采动所影响的不可采煤层和围岩各自参数带入，计算得出瓦斯储量及可抽量，结果详见汇总表2-4所示。表2-4梅斯布拉克煤矿瓦斯储量及可抽量计算结果汇总表煤层地质储量(Mt)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(Mm3)可抽量(Mm3)A313.42411.519154.646.4A526.4846.966184.555.3A61.619.98716.14.82A712.479.987124.537.4A84.08210.08341.212.3A92.4617.86619.45.8围岩等54.0216.21合计594.3178.3从表2-4可以看出，通过计算得出本矿井瓦斯储量594.3Mm3，在矿井瓦斯抽采率为30%的情况下可以抽出178.3Mm3第三章矿井瓦斯抽采必要性和可行性3.1矿井瓦斯抽采的必要性与可行性3.1.1瓦斯抽采必要性根据住房和城乡建设部与国家质量监督检验检疫总局2009年联合颁布的《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第3.11、高瓦斯矿井。2、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m33、矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件时：1）大于或等于40m3/min2）年产量（1.0～1.5）Mt的矿井，大于30m3/min3）年产量（0.6～1.0）Mt的矿井，大于25m3/min4）年产量（0.4～0.6）Mt的矿井，大于20m3/min5）年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min4、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。根据矿井的瓦斯涌出量预计情况，矿井绝对瓦斯涌出量为58.5m3/min；相对瓦斯涌出量为28.3m3/t；另外经过突出危险性评估，该矿二水平及以下水平具有煤与瓦斯突出危险性。以上两方面3.1.2瓦斯抽采的可行性1.开采层瓦斯抽采的可能性开采层瓦斯抽采的可能性，是指煤层在天然透气性条件下进行预抽的可能性。衡量其可抽性的指标，一个为煤层的透气性系数（λ）、一个为钻孔瓦斯流量衰减系数（α），据此指标将煤层预抽瓦斯的难易程度进行分类，如表3-1所示。表3-1开采层预抽瓦斯难易程度分类表抽放难易程度指标钻孔瓦斯流量衰减系数α（d-1）煤层透气性系数λ（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根据井下实测，该矿A8、A3煤层钻孔瓦斯流量衰减系数0.0106d-1、0.0465d-1，A8煤层透气性系数为0.479m2/MPa2·d，A8、A3煤层百米初始瓦斯涌出量分别为9.708m3/min.100m、13.551m3/min.100m2.邻近层瓦斯抽采的可能性邻近层抽采瓦斯技术是一项成熟的治理瓦斯灾害的技术，我国的阳泉、松藻、铁法、淮南、淮北和北票等许多抽采瓦斯矿区通过几十年的抽采瓦斯实践得出：在中、近距离邻近层赋存条件下，只要钻孔参数设计、施工合理，抽采参数选择适宜，都能取得良好的抽采瓦斯效果，工作面邻近层的瓦斯抽采率一般可以达到40～90%。该矿井煤层间距较近，煤层回采后，能引起顶底板岩层变形势必影响到邻近层，使邻近煤层透气性大大增加，即使邻近层并非全区发育可采，但受煤层开采时采动所影响，邻近煤层的瓦斯会存储或流动于采动形成的裂隙带内。通过适当的抽采方法，设计出符合本矿井的抽采钻孔参数，就能取得比较好的抽采效果，回采时采取施工钻孔或者其他有效的措施对邻近层瓦斯进行抽采是可行的，还能在一定程度上解决煤层回采时邻近层瓦斯向回采工作面涌入的问题。因此对邻近层进行瓦斯抽采是可行的。3.采空区瓦斯抽采的可能性矿井在回采过程中采空区内丢失的煤炭将在采空区内解吸大量的瓦斯，加上邻近层抽采后剩下的卸压瓦斯必定通过采空区冒落产生的裂隙涌向采空区，使采空区具有比较好的瓦斯源，因此抽采采空区的瓦斯是可行的。3.2建立地面永久瓦斯抽采系统的条件 根据《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第3.2.1开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。瓦斯抽采系统设计抽采量大于或等于2m3/本矿井瓦斯抽采系统设计抽采量远远大于2m3/新疆拜城县梅斯布拉克煤矿瓦斯抽采初步设计第四章瓦斯抽采方法及工艺4.1瓦斯来源分析根据矿井瓦斯涌出量预测结果可以得出：矿井绝对瓦斯涌出量为：58.5m3/min，回采工作面瓦斯涌出量为30.41m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的52%，其中邻近层瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量的41.3%；掘进工作面瓦斯涌出量为8.298m3/min，占矿井总瓦斯涌出量的14%；采空区瓦斯涌出量约为根据瓦斯来源分析结果、矿井开拓开采条件以及地质条件等情况可知：梅斯布拉克煤矿达产时瓦斯涌出量大，瓦斯涌出来源多，分布范围广，煤层赋存条件复杂，应针对各涌出源采取多种抽采方法相结合的综合抽采方法。通过结果分析可以看出，回采工作面回采时以及采空区瓦斯涌出量所占比重较大，是瓦斯治理的重点；其中回采工作面治理瓦斯重点应放在抽采采空区瓦斯及预抽本煤层瓦斯。建井期间，重点考虑掘进工作面的瓦斯治理。4.2瓦斯抽采方法选择抽采瓦斯方法的选择，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。目前抽采瓦斯方法主要有：开采层瓦斯抽采、邻近层瓦斯抽采、采空区瓦斯抽采，选择具体抽采瓦斯方法时应遵循如下原则：eq\o\ac(○,1)抽采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；eq\o\ac(○,2)应根据瓦斯来源及涌出构成进行，尽量采取综合抽采瓦斯方法，以提高抽采瓦斯效果；eq\o\ac(○,3)有利于减少井巷工程量，实现抽采巷道与开采巷道相结合；eq\o\ac(○,4)选择的抽采瓦斯方法应有利于抽采巷道布置与维修、提高瓦斯抽采效果和降低抽采成本；eq\o\ac(○,5)所选择的抽采方法应有利于抽采工程施工、抽采管路敷设以及抽采时间增加。根据《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）第“3.2.2”中的有关规定，既采用采空区瓦斯抽采方法又采用本煤层瓦斯抽采方法的矿井，且矿井设计抽放量大于或等于10m3/min的矿井，宜采用两套管路分别建立高、低负压瓦斯抽采系统。根据矿井一水平（+1818m水平）突出危险性鉴定、表4-1可行的抽采方案抽采方法抽采工艺备注开采保护层利用开采保护层的卸压效应，释放或抽采被保护层中的瓦斯适用于近距离煤层，无突出危险性或突出危险程度较小的煤层作为保护层穿层钻孔预抽穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯煤层具有突出危险，揭煤前防突措施在突出煤层底板布置岩石巷，并在岩石巷内布置穿层钻孔，预抽突出煤层瓦斯在煤层底板布置岩石巷，岩石巷内布置穿层钻孔顺层钻孔预抽预抽回采区域煤层瓦斯控制回采区域的煤层掘进工作面“先抽后掘”、“边抽边掘”当掘进工作面有突出危险或瓦斯涌出量大时，在掘进面迎头、两帮钻场布置前向钻孔抽采瓦斯对于无突出危险的掘进工作面，优先选择“边抽边掘”上隅角瓦斯抽采由回风顺槽向采空区插管或埋管抽采采空区瓦斯，防止上隅角瓦斯超限老空区抽采密闭老空区，插管进行抽采防止老空区向开采空间涌出瓦斯4.2.1抽采方法1）开采保护层在开采具有突出危险的煤层群时，当首先开采一个煤层后，对其它煤层起到消除突出危险的作用时，首先开采的煤层称为保护层，受到保护作用而消除了突出危险的煤层称为被保护层。开采保护层是防止煤与瓦斯突出最有效的措施，具有简单、经济等优点，为国内外公认的主要防突措施，得到了普遍的应用。首次开采保护层时，可参照以下方法确定沿倾斜的保护范围、沿走向（始采线、终采线）的保护范围、保护层与被保护层之间的最大保护垂距、开采下保护层时不破坏上部被保护层的最小层间距离等参数。eq\o\ac(○,1)沿倾斜方向的保护范围保护层工作面沿倾斜方向的保护范围应根据卸压角δ划定，如图4-1所示。由于梅斯布拉克煤矿各煤层无实测的卸压角，因此参考表4-2的数据。图4-1保护层工作面沿倾斜方向的保护范围表4-2保护层沿倾斜方向的卸压角煤层倾角（o）卸压角（o）080807575107783757520738775753069907770406590807050709080706072908070707290807280739078759075807580根据梅斯布拉克煤矿提供的矿井地质资料可知：井田煤层倾角61°～72°，对照表4-2可以查出保护层工作面沿倾斜方向的卸压角δ1～4依次为72°、90°、80°和70°。保护范围示意图见图4-2所示。图4-2A5煤eq\o\ac(○,2)沿走向方向的保护范围若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分，则该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角δ5=56～60°划定，如图4-3所示。图4-3保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围梅斯布拉克煤矿沿走向方向的保护范围示意图见图4-4所示。图4-4A5煤层开采时对eq\o\ac(○,3)最大保护垂距保护层与被保护层之间的最大保护垂距可参照表4-3选取或用式(4-1)、式(4-2)计算确定：表4-3保护层与被保护层之间的最大保护垂距煤层类别最大保护垂距（m）上保护层下保护层急倾斜煤层缓倾斜和倾斜煤层下保护层的最大保护垂距：(4-1)上保护层的最大保护垂距：(4-2)式中：、——下保护层和上保护层的理论最大保护垂距，m。它与工作面长度和开采深度有关，可参照《防治煤与瓦斯突出规定》中附录表D.3取值。当时，取，但不得大于250m；β1－保护层开采的影响系数，当M≤M0时，β1=M/M0，当M＞M0时，β1=1；－保护层的开采厚度，m；M0－保护层的最小有效厚度，m。M0可参照《防治煤与瓦斯突出规定》中附录图D.3确定；β2－层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以η表示在层间岩石中所占的百分比，当时，，当时，。因此当首先开采上保护层时，对下邻被保护层的最大保护垂距可取60m；当开采下保护层时，对上邻被保护层的最大保护垂距可取梅斯布拉克煤矿采用下行开采顺序，各煤层倾角为61°～72°左右。根据各煤层的赋存条件，各煤层间距最大为21.09m，上层煤开采时，均能对下层煤起到保护左右。上层煤层的开采可以使其下面的煤层得到充分卸压，并能增大煤层的透气性，有利于消除煤层的突出危险性。2）穿层钻孔预抽eq\o\ac(○,1)穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯石门揭穿煤层前利用前探钻孔测定的揭煤区域煤层瓦斯压力不小于0.74MPa时，必须采取穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施，在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施穿层钻孔（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小法向距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；待措施效果检验有效后方可进行掘进,并在揭煤工作面距煤层的最小法向距离5m处开始执行局部综合防突措施按规定步骤揭穿煤层。矿井穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施钻孔布置详见图4-5。图4-5穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯钻孔布置示意图eq\o\ac(○,2)岩石巷内布置穿层抽采钻孔预抽矿井达产时，采煤工作面布置在二采区A5、A3煤层和三采区A7煤层。设计在A3煤层底板布置岩石巷作为瓦斯抽采巷道。+1818m～+1680m水平瓦斯抽采巷道分别布置在+1680m水平和+1715m（距二水平的垂距为70m处）。在A3煤层底板瓦斯抽采巷道内布置钻场向预抽煤层打穿层钻孔预抽煤层瓦斯，既可降低煤巷掘进难度，解决煤巷掘进瓦斯超限及瓦斯突出问题，又可采时卸压抽采煤层瓦斯。穿层未卸压钻孔预抽布孔方式如图4-6所示。在底板瓦斯抽采巷打上向钻孔穿透预抽煤层，对于A7煤层，每组钻孔数暂定为10个，倾向上钻孔孔底间距暂定10m，封孔工艺详见第4.5节，钻孔参考参数见表4-4所示表4-4穿层钻孔施工参考参数（A7煤层）孔号钻孔孔径φ（mm）倾角（°）与巷道水平方向夹角（°）钻孔孔底间距（m）孔深（m）1＃90～100-690101032＃90～10009010973＃90～10059010934＃90～100119010905＃90～100189010886＃90～100249010877#90～100319010878#90～100379010889#90～1004490109010#90～10049901092注孔编号按顺时针编号，“-”表示为俯角对于A5煤层，在A7煤层预抽孔的基础上增加4个钻孔（走向上），钻孔孔底间距暂定10m，钻孔参考参数见表4-5所示。表4-5穿层钻孔施工参考参数（A5煤层）孔号钻孔孔径φ（mm）倾角（°）与巷道水平方向夹角（°）钻孔孔底间距（m）孔深（m）11＃90～1006090104612＃90～1006990105113＃90～1007590105814＃90～10081901065注孔编号按顺时针编号，“-”表示为俯角对于A3煤层，在A7、A5煤层预抽孔的基础上增加3个钻孔（走向上），钻孔孔底间距暂定10m，钻孔参考参数见表4-5所示。表4-5穿层钻孔施工参考参数（A3煤层）孔号钻孔孔径φ（mm）倾角（°）与巷道水平方向夹角（°）钻孔孔底间距（m）孔深（m）15＃90～1008890104916＃90～1009390105817＃90～10096901068注孔编号按顺时针编号，“-”表示为俯角图4-6穿层钻孔布置示意图3）本煤层瓦斯顺层预抽本煤层瓦斯抽采分为开采层未卸压抽采和卸压抽采两种方法。设计在煤层瓦斯富集区时回采工作面采用未卸压抽采(预抽)和边采边抽方法，利用工作面进风巷道打顺层钻孔，在工作面回采前作为预抽钻孔对本煤层进行瓦斯抽采，同时该预抽钻孔还可随着回采工作面的推进前方煤体产生的卸压作用，作为边采边抽钻孔对煤层进行卸压瓦斯抽采。从而提高工作面本煤层瓦斯抽采量，减少开采层的瓦斯涌出。如果煤层较厚，可以在垂直钻孔的基础上补打斜交钻孔，从而形成交叉钻孔。回采工作面本煤层瓦斯抽采钻孔布置图见图4-7所示，钻孔参数如表4-5所示。图4-7交叉钻孔布置示意图表4-5交叉钻孔布置技术参数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）水平孔与斜向孔间距（m）顺层平行工作面钻孔90同煤层倾角659450.5顺层斜向工作面钻孔60近似同煤层倾角75945注：1、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。2、煤层较薄时，只布置垂直钻孔；煤层较厚时，补充布置斜交钻孔。交叉钻孔可利用钻孔周围的应力叠加扩大塑性区的范围和连通性，可增加煤体的裂隙和透气性，达到提高预抽瓦斯效果。另外，根据实际经验分析，交叉钻孔的交叉点高程差控制在钻孔直径的5～8倍距离时，其塑性区的范围和连通性效果较好，实际最佳开孔间距以及钻孔交叉点高程差可以在抽采工作展开后根据实际测量考察确定。4）掘进工作面瓦斯抽采掘进工作面抽采瓦斯方法主要为利用巷道两帮的卸压条带，向巷前方施工抽采钻孔进行瓦斯抽采。掘进工作面抽采选用两种可选方法，矿上根据实际情况选用合适的抽采方法。eq\o\ac(○,1)边掘边抽掘进工作面边掘边抽是在掘进巷道两侧，隔一定距离，施工一个钻机窝，在钻机窝内施工超前钻孔，利用钻孔预抽掘进巷道上下煤层中的瓦斯。掘进工作面巷道内同侧每隔80m布置一个耳状钻场，规格为长4m，宽4m，高与掘进巷道相同，两侧钻场间距40m。每个钻场向工作面掘进方向布置单排共4个扇形钻孔，孔径φ94mm、间距1m，钻孔深度100m左右。钻孔与巷道的夹角分别为3°、5°、7°和9°。钻孔保持20m超前距离。具体根据实际情况进行适当调整。其布置见图4-8。图4-8掘进工作面边掘边抽示意图eq\o\ac(○,2)先抽后掘如果掘进工作面瓦斯特别大时，可在掘进头施工钻孔进行预抽。其布置方式见图4-9，图4-10所示。图4-9掘进工作面先抽后掘示意图图4-10掘进工作面预抽管路布置示意图5）采空区瓦斯抽采eq\o\ac(○,1)上隅角插管上隅角瓦斯抽采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采管路抽走，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。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用6m长的铠装软管与主抽放管路连接，将铠装软管插入上隅角，为保证软管吸入口处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高），抽放软管与木棒绑在一起，用铁丝吊挂在支架上，为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘，提高抽采效果。随着工作的推进，拆下前端一段主管路，移动抽放软管，如此反复。抽放工艺如图4-11所示。软管可采用10〞管，抽采管伸入上隅角长度及位置应根据实际抽放效果，不断调整，得到合理的参数。图4-11上隅角插管瓦斯抽采示意图eq\o\ac(○,2)采空区埋管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采的方式，随着工作面不断向前推进，沿回风巷将管路埋入采空区。在不具备采空区埋管抽采的条件时，在合适的地点向采空区打穿层钻孔，利用钻孔连通采空区，在抽采负压的作用下，经过钻孔将采空区瓦斯抽出。采空区埋管抽采，见图4-12所示。图4-12采空区埋管瓦斯抽采示意图eq\o\ac(○,3)老采空区抽采全封闭采空区是指工作面(或采区、矿井)已采完封闭的采空区，也称老采空区。老采空区虽与矿井通风网络隔绝，但采空区中往往积存大量的高浓度瓦斯，它仍有可能通过巷道密闭或隔离煤柱的裂隙往外泄出，从而增加矿井通风的负担和不安全因素。抽采示意图见图4-13所示。在抽采过程中应加强抽采气体检测，发现CO增高时应立即停止采空区瓦斯抽采，采取措施进行处理，以防止采空区自然发火。图4-13全封闭采空区瓦斯抽采示意图4.2.2抽采方法的确定根据一水平突出鉴定结果及二水平、三水平、四水平突出评估结果并结合对该矿可行的瓦斯抽采方案的分析，结合突出矿井坚持“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则，采取防突措施后，矿井所采用的抽采方法为：高负压抽采系统：穿层钻孔预抽煤层瓦斯、回采工作面顺层钻孔方式进行本煤层预抽及边采边抽，掘进工作面采用边掘边抽的抽采方法，掘进工作面瓦斯涌出较大时，在掘进头施工钻孔进行预抽。低负压抽采系统：采空区及邻近层卸压瓦斯抽采。各抽采方法的有关参数在进行试抽后不断修正，以得到最佳的抽采参数。4.3瓦斯抽采量确定根据矿开采设计，矿井达产时，布置3个采煤工作面，同时布置4个煤巷掘进工作面，生产能力为：0.6Mt/a；根据瓦斯预测结果，瓦斯抽采量预测如下：4.3.1高负压抽采系统瓦斯抽采（1）穿层未卸压钻孔抽采量预计底板岩石巷内沿走向（走向长1000m）布置钻孔，每组钻孔走向间距暂定为25m，每组钻孔数分别为：A7煤层10个，A5煤层14个，A3煤层17个，单孔有效抽采长度取5m，根据其它地区抽采经验，单孔瓦斯平均抽采量暂定为0.01m3/min，对于A7煤层，抽采量为4m3/min；对于A5煤层，抽采量为5.6m3（2）本煤层瓦斯抽采量预计本煤层瓦斯抽采量按下式预计，而且预抽时间为180d。则：Q抽1=L1×L2×M×γ×W0×η÷180÷1440式中Q抽1——预抽期内工作面平均瓦斯预抽量，m3/min；L1——工作面平均走向长度，m，L1＝1000L2——工作面倾斜长度，m，L2＝80M——煤层开采厚度，m，M7=3.9m，M5=7.6m，M3=γ——煤平均视密度，t/m3，γ7=1.33t/m3，γ5=1.42t/m3，γ3=1.44t/m3；η——瓦斯预抽率，A7取20%，A5取15%，A3取10%。W0——煤层平均瓦斯含量，m3/t，A7瓦斯含量：6.66m3/t，A5瓦斯含量：4.58m3/t，A3为6.95m将以上数据带入公式，计算得出A7煤层工作面预抽瓦斯量为2.13m3/min；A5煤层工作面预抽瓦斯量为2.29m3/min；A3煤层边采边抽时，本煤层抽采按回采工作面瓦斯涌出量10%预计抽采量，则A7、A5、A3煤层抽采量分别为：1.09m3/min、1.244m3/min（2）掘进工作面边掘边抽瓦斯抽采量预计边掘边抽的目的是截流掘进工作面煤壁瓦斯涌出量。根据我国煤矿瓦斯抽采实践，当采用钻场平面扇形布孔方式边掘边抽瓦斯时，边掘边抽瓦斯量可按下式计算：Q抽2=K·q3·η式中：Q抽2——单巷掘进工作面边掘边抽瓦斯量，m3/min；K——瓦斯抽采影响效应系数，K=1.2；q3——单巷掘进工作面预计煤壁瓦斯涌出量，m3/min；综掘A7、A5为1.53m³/min、1.11m³η——边掘边抽钻孔截留巷道煤壁瓦斯效率，取40%。通过计算得到：A7、A5煤层综掘工作面抽采量为0.73m³/min、0.53达产时，矿井布置四个煤巷掘进工作面，总抽采量为2.52m³/min4.3.2低负压抽采系统瓦斯抽采（1）回采工作面采空区瓦斯抽采量预计该矿抽采采空区及邻近层瓦斯，属于卸压抽采，抽采量较大。若采用现采空区上隅角埋管与高位钻孔抽采相结合的方法治理现采空区瓦斯，现采空区涌出量为17.092m3/min，抽采率按30%计算，现