遵义县山盆镇遵沿煤矿瓦斯抽放设计

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1、遵义县山盆镇遵沿煤矿瓦斯抽放系统设计说明书中矿国际工程设计研究院有限公司二O一二年一月67遵义县山盆镇遵沿煤矿瓦斯抽放系统设计说明书设 计：审 核：负责人：中矿国际工程设计研究院有限公司中矿国际工程设计研究院有限公司贵州正合中矿国际工程设计研究院有限公司中矿国际工程设计研究院有限公司二O一二年一月目录设 计 说 明1第一章 设计依据3第二章 矿井概况4第三章 抽放瓦斯系统 及瓦斯抽放基本参数9第四章 抽放方法及工艺22第五章 抽放钻孔施工工艺28第六章 抽放管路系统的选择及计算31第七章 瓦斯抽放泵站设备选型及管路布置36第八章 安全与监测49第九章 瓦斯利用方案51第十章 技术经济52附件5

2、31、图纸和技术资料542、管理制度543、抽放钻场管理544、采空区密闭抽放时的管理565、报表管理566、主要安全技术措施607、有关操作规程：60附件1、抽放瓦斯管理制度、操作规程及主要安全技术措施2、煤尘爆炸性鉴定报告3、煤炭自燃倾向性等级鉴定报告附图1、瓦斯泵房安装示意图2、供电系统示意图3、管网布置及泵房位置示意图4、瓦斯泵供水水池平、立面图5、避雷针安装示意图6、瓦斯泵房配电照明平面布置图7、瓦斯泵房平、立面图设 计 说 明遵义县山盆镇遵沿煤矿（以下简称“遵沿煤矿”）为技改扩能煤矿，设计生产能力为15万吨/年。遵沿煤矿位于遵义县城北西330方向，直距39km，川黔铁路及遵(崇)高

3、速公路、210国道从矿区东侧约18公里处经过，距最近的川黔铁路董公寺火车站（运距）34km，（直距）31km。矿区有县级公路相通，距遵义县山盆镇20km（运距），距遵义市36km（运距），距鸭溪电厂71km（运距），交通方便。经济类型为私营企业。根据贵州省国土资源厅2008年5月颁发的遵义县山盆镇遵沿煤矿采矿许可证（副本，证号C5200000820359），矿区范围由5个拐点坐标圈定，矿区形状呈不规则多边形，东西长3.04km,南北宽1.25 km，面积3.6927km2，准采标高+1360m+1000m。（拐点坐标见表1）。表1 矿区范围拐点坐标编 号直角坐标(北京坐标)经纬坐标XY经度纬度

4、13085651.0036372989.00106423727524123085480.0036372540.00106422127523533085510.0036370000.00106404827523543086730.0036370000.00106404727531553086730.0036373050.001064239275316该矿井可采煤层两层，煤层编号为M5、M12，矿井采用斜井开拓方式。根据遵义县山盆镇遵沿煤矿（技改）开采方案设计及相关图件（江苏第一工业设计院有限公司，2011.5），该矿井首采回采工作面编号为11121。遵沿煤矿大地构造位置处于扬子准地台的黔北台隆，

5、地质构造上为位于高桥-山盆向斜南东翼南段，总体为一单斜构造，地层产状为倾向310左右，倾角2026，平均23左右。根据江苏第一工业设计院有限公司2011年12提交的遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计(变更)中采用分源预测法预测的矿井瓦斯涌出量为：相对瓦斯涌出量为24.01m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.36m3/min。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。

6、该矿井位于被划定为有突出矿区危险的黔北矿区，因此矿井为煤与瓦斯突出矿井。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年7月提交的贵州省遵义县山盆镇遵沿煤矿M12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省能源局文件，关于对遵义市工业和能源委员会的批复（黔能源发【2010】389号），该矿M12煤层在+1000m以上无突出危险，该矿未对M5煤层进行鉴定，故该矿井按煤与瓦斯突出危险性设计，M12煤层按突出矿井无煤与瓦斯突出危险性区域进行设计管理。贵州省煤田地质局实验室2007年4月提交的遵义县山盆镇遵沿煤矿各煤层煤尘爆炸鉴定性报告各煤层煤尘均无爆炸性。本次设计按煤尘无爆炸性进行设计和管理。贵州

7、省煤田地质局实验室提交的2007年4月提交的遵义县山盆镇遵沿煤矿各煤层自燃倾向性鉴定性报告各煤层均为类不易自燃煤层，本次设计按类不易自燃设计和管理。为确保矿井安全生产，矿井在生产建设过程中采取预测预报、防治措施、效果检验和安全防护的“四位一体”的综合防突措施，同时应委托有相应资质的单位对矿井煤与瓦斯突出危险性进行鉴定，以确保矿井安全生产。根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第5号令第十条：低瓦斯、煤与瓦斯突出矿井应有抽放措施，并装备安全监测监控系统；根据煤矿安全规程（2011版）145条规定和国家安全生产监督管理局安监总煤矿字（2005）133号文煤矿重大安全隐患认定办法（试行）及省

8、煤炭局黔煤行管字2004225号关于加强中小煤矿瓦斯抽放工作的通知中的规定，要求凡属省内的低瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井都必须安装抽放系统并确保运行，所以该矿井必须安装抽放系统并确保运行。为贯彻执行党和国家“安全第一，预防为主”的安全生产方针，进一步落实国家煤矿安全监察局提出的“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针和“可保尽保，应抽尽抽，先抽后采，煤气共采”的瓦斯治理原则，执行防治煤与瓦斯突出规定（国家总局第19号令）、安监总煤装2010154号关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的通知、黔煤行管字2010158号关于贵州省低瓦斯、煤与瓦斯突出矿井瓦斯治理方案的通知、黔煤行管字2010162号

9、关于做好矿井瓦斯等级鉴定工作有关问题的通知及黔安监管办字（2007）345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见精神，遵沿煤矿决定建设瓦斯抽放系统。受煤矿业主委托，我公司对遵沿煤矿进行瓦斯抽放系统设计，公司设计人员在对遵沿煤矿的煤层赋层、开拓开采、矿井通风、瓦斯涌出情况等进行了调研和分析后，认为遵沿煤矿具备抽放瓦斯条件，应尽快建立矿井瓦斯抽放系统，以便有效地进行瓦斯治理，遏制瓦斯事故，为矿井安全生产创造条件。第一章 设计依据1、遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计(变更)及相关图件，江苏第一工业设计院有限责任公司，2011.12；2、矿井抽放瓦斯工程设计规范（MT95018-96）；3、

10、矿井瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2010）4、矿井瓦斯抽放规范（AQ1027-2010）；5、煤炭工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）；6、煤矿安全规程（2011版）；7、防治煤与瓦斯突出规定（国家安监总局第19号令）；8、关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的通知安监总煤装2010154号；9、关于我省小型煤矿瓦斯抽放有关事宜的通知黔煤办字2005161号；10、设计人员赴现场收集的相关资料；11、设计委托书。第二章 矿井概况2.1、概况遵义县山盆镇遵沿煤矿（以下简称“遵沿煤矿”）为技改扩能煤矿，设计生产能力为15万吨/年。遵沿煤矿位于遵义县城北西330方向，直距39km，川黔

11、铁路及遵(崇)高速公路、210国道从矿区东侧约18公里处经过，距最近的川黔铁路董公寺火车站（运距）34km，（直距）31km。矿区有县级公路相通，距遵义县山盆镇20km（运距），距遵义市36km（运距），距鸭溪电厂71km（运距），交通方便，（详见交通位置示意图）。经济类型为私营企业。根据贵州省国土资源厅2008年5月颁发的遵义县山盆镇遵沿煤矿采矿许可证（副本，证号C5200000820359），矿区范围由5个拐点坐标圈定，矿区形状呈不规则多边形，东西长3.04km,南北宽1.25 km，面积3.6927km2，准采标高+1360m+1000m。（拐点坐标见表2-1）。表2-1 矿区范围拐点坐

12、标编 号XY13085651.0036372989.0023085480.0036372540.0033085510.0036370000.0043086730.0036370000.0053086730.0036373050.00矿区位于云贵高原北部的大娄山山脉中段，地形起伏较大，山峦迭嶂、沟谷纵横、平地少见。地形总体上受区域性地质构造和岩性控制，属构造剥蚀山地地貌为主的中山地区，山脉走向与总体构造线方向和地层走向基本一致，其总体地势主要呈近东西向展布的脊状山脉和沟谷，其次为近南北向的羽状冲沟和溶蚀沟槽。南部较高，中部及北部相对较低，呈向北倾斜的斜坡地貌。矿区最高点位于矿区中部的南山（标高1

13、494.0m），最低点为矿区北西部的河坝（标高1109.00m），相对高差约385m。矿区属中亚热带季风性湿润气候区，气候特征为夏无酷署，冬无严寒，气候温和宜人，降雨充沛，生长季长。据遵义县气象局多年气象资料统计，年平均气温14.7，极端最高气温37.5（1952年7月3日），极端最低气温-6.9（1977年1月30日），年平均无霜期265天，年日照时数1114.3小时，地势较高地区有雨淞、凝冻和倒春寒等灾害性天气，年平均降水量为1057.1。丰水期多集中在59月，占全年降水量的70.50%，平水期为4月、11月，降水量占全年的12.32%，枯水期为12月至次年3月，占全年降水量的17.16%

14、。年平均蒸发量为409.2，年平均相对湿度为79%，各月平均相对温度变化不大。区内属长江流域赤水河水系。其北东、南外围发育有混子河及观音寺河，两河流常年有水，流量大，由南东向北西径流，汇入赤水河一级支流桐梓河，观音寺河距矿区约4.7km，在32号泉一带河床最低标高为675m，也为当地最低侵蚀基准面，矿区内煤层最低标高350m左右，矿井允许开采最低标高为+1000m，煤炭储量高于当地最低侵蚀基准面标高。降雨是地下水的主要补给来源。根据中国地震动参数区划图（GB183062001），矿区地震烈度为度，地震动峰值加速度为0.05g。遵沿煤矿交通位置图2.2、矿井地质及煤层特征矿区内出露的地层较简单，

15、自下而上出露的地层有：二叠系中统茅口组（P2m）、上统龙潭组（P3l）和长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1y）和茅草铺组（T1m）以及第四系（Q）。其中龙潭组是本区的含煤地层。遵沿煤矿有可采煤层两层，煤层编号为M5、M12，分布于龙潭组中上部和底部。M5煤层赋存于龙潭组中上部，；煤层厚度：0.82m1.01m，平均厚度1.06m；该煤层在矿区范围内均可采，一般不含夹矸，煤层结构简单，属薄煤层。M12煤层赋存于龙潭组近底部，上距M5煤层16.7827.87m，平均20m。煤层厚度：0.88m，平均厚度1.0m。不含夹矸，结构简单，该煤层在矿区范围内均可采，属薄煤层。可采煤层特征表见表2-2

16、。表2-2 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度（m）煤层间距(m）稳定性煤层倾角（度）煤种顶底板岩性最小最大平均顶板底板1M50.901.201.0620较稳定20-26无烟煤泥岩粉砂岩2M120.81.21.0较稳定20-26无烟煤泥灰岩粘土岩根据煤炭分类国家标准（GB575186），确定矿区内可采煤层属低中灰、中高硫、高发热值无烟煤（见表2-3）。表2-3 煤质特征表煤层编号灰分Ad（%）挥发分Vdaf（%）水分Mad（%）硫分St.d（%）发热量Qnet，ar（MJ/kg）煤类M521.158.150.971.929.731无烟煤M1213.07.271.271.8129.125无烟煤2

17、.3、矿井生产能力及服务年限（1）矿井储量及设计生产能力遵沿煤矿保有资源量为499.1万吨，可采储量为289.7万吨，设计生产能力15万吨/年，年工作日330天计算，则日生产能力为455t/d。（2）矿井服务年限服务年限约为13.7年。2.4、矿井开拓与开采2.4.1、开拓方式及采煤方法根据江苏第一工业设计院有限公司江苏第一工业设计院有限公司2011年12提交的遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计(变更)及相关图件，矿井采用斜井开拓方式。矿井利用现有的工业广场，布置在矿区南部煤层露头线附近且基本已形成。在场区内布置有主斜井、副斜井、回风斜井。根据矿井现已施工形成的巷道情况，矿井采用斜井开拓，全矿划

18、分为一个水平二个采区开采。主斜井、副斜井、回风斜井均已形成，主斜井、副斜井和回风斜井井口均位于M12煤层顶板开口布置，穿层布置。主斜井井口标高为1272m，按165方位，19坡度向下掘，落平于1050m，落平后布置皮带石门；副斜井井口标高为1284m，按165方位，21坡度向下掘，落平于1050m，落平后布置轨道石门；回风斜井井口标高为1291m，按168方位，21坡度向下掘，落平于1050m，落平后布置回风石门；通过联络巷联通，形成了矿井首采区开拓、通风系统。在副斜井1100m标高开口布置轨道石门，揭M12煤层后，沿M12煤层走向向东布置首采面运输巷，现已掘约280m；在副斜井1150m标高

19、布置轨道石门，揭M12煤层后，沿M12煤层走向向东布置首采面回风巷，现已掘至工作面开切眼位置。一采区开拓、采区巷道基本形成，本次设计均全部利用。二采区开采时，将主斜井、副斜井和回风斜井延伸至1000m标高后，布置井底车场、皮带石门和回风石门，通过联络巷联通后形成二采区的开拓系统。设计首采工作面布置在一采区东翼M12煤层中，编号为11121。工作面运输巷位于+1100m标高，通过+1100轨道石门与副斜井连接，工作面运输巷直接与主斜井连通；首采工作面回风巷上界标高为+1150m，通过+1150轨道石门与副斜井连接，通过回风石门与回风斜井连通。在首采面区域矿区东部边界保护煤柱线附近布置开切眼联通首

20、采面的运输、回风巷形成回采系统。表2-4 矿井井筒特征井筒名称井口坐标方位角（）倾角（）支护断面（m2）XYZ掘进断面净断面主斜井308558636371938+1272m16519锚喷11.9611.08副斜井308557936371975+1284m16521锚喷8.88.0回风斜井308558536372040+1291m16821锚喷9.778.95回采工作面采用普通机械化采煤工艺。煤电钻（GMZ-12型）打眼开缺口， MG110/265-BWD型双滚筒采煤机落煤，装煤，工作面配备SGB630/220刮板运输机运输，运输巷采用SGZ630/40刮板运输机转载，DSJ65/20/275型

21、固定式可伸缩带式输送机运输。工作面走向长度为8501040m，倾斜长度为一般为110m；首采工作面布置在井筒东翼M12煤层内，编号为11121。矿井以一个回采工作面，两个掘进工作面满足15万吨/年生产能力。2.4.2、矿井通风方式通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。新鲜风流由主斜井、副斜井进入，乏风通过矿井的回风斜井排出。回采工作面和各掘进工作面均采用独立通风，回采工作面采用“U”型通风，掘进工作面通风采用压入式。2.4.3、通风系统主要通风线路为：主、副斜井采面运输巷工作面采面回风巷回风斜井地面。2.4.4、矿井通风设备及配风根据遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计（变更）提供的资料，矿

22、井主扇选用FBCDZ-6-18B型轴流式通风机二台(一台工作，一台备用)。风量2686m3/S，静压1722403Pa。660v防爆电动机，功率110Kw2。选用FBD6.3/215kw矿用防爆压入式对旋轴流局部通风机为掘进工作面通风，风量 458295m3/min，全压为5256125Pa，功率15kw2。矿井配风量为：容易时期:44m3/s，困难时期55m3/s；回采工作面配风Q采=13m3/s；困难时期瓦斯抽放巷配风Q采=112m3/s；掘进工作配风Q掘=102 m3/s, 硐室配风Q硐3m3/s，其它配风Q其它8m3/s。2.5矿井瓦斯等级根据江苏第一工业设计院有限公司2010年12提

23、交的遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计（变更）中采用分源预测法预测的矿井瓦斯涌出量为：相对瓦斯涌出量为24.01m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.36m3/min。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。该矿井位于被划定为有突出矿区危险的黔北矿区，因此矿井为煤与瓦斯突出矿井。2.6矿井供电电源矿井现已建成双回路，两回路均取自山盆变电站的不同母线段，线路规格为LG

24、J370，供电距离约8km，两趟线路构成可靠的矿井供电电源。第三章 瓦斯抽放基本参数3.1、矿井瓦斯3.1.1、矿井瓦斯涌出情况根据江苏第一工业设计院有限公司2010年12提交的遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计（变更）中采用分源预测法预测的矿井瓦斯涌出量为：相对瓦斯涌出量为24.01m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.36m3/min。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯

25、突出矿井设计。该矿井位于被划定为有突出矿区危险的黔北矿区，因此矿井为煤与瓦斯突出矿井。3.1.2、瓦斯涌出量预测及变化规律分析贵州省能源局文件： 黔能源发字2009306号关于遵义市煤炭局“关于呈报2009年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告”批复”，遵沿煤矿矿井瓦斯绝对涌出量1.09m3/min，二氧化碳绝对涌出量0.67m3/min，瓦斯相对涌出量为6.78m3/t，二氧化碳相对涌出量4.18m3/t，经鉴定该矿井为低瓦斯矿井。贵州省能源局文件： 黔能源发字2010701号关于遵义市工业和能源委员会“关于呈报2010年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告”批复”，遵沿煤矿为在建矿井无采区投产，无产量鉴定

26、无具体数量，经鉴定该矿井为低瓦斯矿井。由于近二年矿井处于基建时期，瓦斯鉴定时期没有采煤工作面，矿井瓦斯涌出量相差较大，不能作为设计依据，也不能作为推测各水平煤层瓦斯涌出量的依据。因此，本设计采用遵义县山盆镇遵沿煤矿安全设施设计（变更）中矿井各煤层的煤质相关数据和计算结果。1、瓦斯参数矿井没有作过系统的地质工作，未能提供瓦斯放散初速度、瓦斯梯度、煤层透气性系数、等瓦斯参数及其它有害气体情况。中化地质矿山总局贵州地质勘查院2007年9月提交的贵州省遵义县山盆镇遵沿煤矿储量核实报告中没有提供瓦斯资料。1）瓦斯风化带矿山未采风氧化带煤层样，根据矿山原生产井及老窑开采情况，煤层风氧化带为煤层露头往下约3

27、0m，因此本次工作风氧化带下界定为煤层露头线沿煤层往下30m。2）瓦斯压力根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年7月提交的贵州省遵义县山盆镇遵沿煤矿M12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及批复文件，得知遵沿煤矿在+1000m标高M12煤层实测瓦斯压力为0.15MPa.M5煤层未作煤与瓦斯突出鉴定，无瓦斯压力值，按经验公式计算：P（2.0310.13）H/1000，H：煤层开采水平距地表垂深(m)；本矿取P8H/1000；在+1000m 矿井瓦斯压力见表3-1。表3-1 各煤层实际最大开采垂深及煤层瓦斯压力计算表煤层编号M5M12深部标高（m）10001000垂深（m）29327

28、0煤层瓦斯压力Mpa2.340.153）各煤层瓦斯含量设计根据经验公式计算矿井开采各煤层的瓦斯含量。根据中化地质矿山总局贵州地质勘查院2007年9月提交的贵州省遵义县山盆镇遵沿煤矿资源/储量核实报告矿井各煤层的煤质特征表为3-1-2。可采煤层煤层特征见表3-2表。表3-2 煤质特征表煤层编号灰分Ad（%）挥发分Vdaf（%）水分Mad（%）硫分St.d（%）发热量Qnet，ar（MJ/kg）煤类M521.158.150.971.929.731无烟煤M1213.07.271.271.8129.125无烟煤表3-3 可采煤层特征表序号煤层名称煤层厚度（m）煤层间距(m）稳定性煤层倾角（度）煤种顶底

29、板岩性最小最大平均顶板底板1M50.901.201.0620较稳定20-26无烟煤泥岩粉砂岩2M120.81.21.0较稳定20-26无烟煤泥灰岩粘土岩根据采矿工程设计手册煤层瓦斯含量经验公式,当Vr15可用下式计算：式中：Wx-在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；WY-在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；Af-煤中灰分，各层煤的灰分见上表3-2； Wf-煤中水分，各层煤的水分见上表3-2； -煤的视密度，t/m3；en温度系数， ；fn煤的孔隙率，%，查采矿工程设计手册下册表8-7-10得：a=2.4+0.21Vf或查采矿工程设计手册下册表8-7-13；b=1-0.004Vf或查采矿

30、工程设计手册下册表8-7-13；P-煤层瓦斯压力，Mpa，P（2.0310.13）H/1000，H：煤层开采水平距地表垂深(m)；本矿取P8H/1000；M12 煤层做了突出鉴定，在+1000m处瓦斯压力为0.15pa经计算经计算各煤层瓦斯压力见表3-1：KY相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，t(C)；查手册表8-7-14；得,Kr= 1.0；t-温度，取t=20；计算矿井各煤层瓦斯含量见下表34：表34 矿井各煤层瓦斯含量（最低标高+1000m）煤层Af()Wf()Vr()Fn()H(m)KYT(C)(t/m3)abP(MPa)en瓦斯含量(m3/t)M521.150.978.158293

31、1.02201.44.11 0.97 2.340 1.490 18.3 M12131.277.2782701.02201.43.93 0.97 0.150 1.495.8 矿井投产后，应及时进行矿井瓦斯参数进行测定，按实际测定数据对矿井风量进行调整。4）煤层残存瓦斯含量根据各煤层的煤质指标查AQ1018-2006标准并采用以下公式计算各煤层残存瓦斯含量。WCWc1（100/100（1+0.31Wf）式中：Wc原煤残存瓦斯含量，m3/t；Wc1纯煤瓦斯含量根据AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法，查表选取为4m3/t；Af煤中的灰分，%；Wf煤中的水分，%。根据以上公式代入相关参数得各煤

32、层残存瓦斯量含量表3535 矿井各煤层残存瓦斯含量表煤层M5M12Wc（m3/t）2.192.173、煤层透气性系数由于本矿储量核实报告未提供煤层透气性系数等相关瓦斯资料，本次设计无法计算煤层透气性系数，建议矿方对煤层透气性进行测定。4、瓦斯梯度矿井露头位于+1290m标高左右，瓦斯风氧化带煤层位于露头下30m，瓦斯含量值按2 m3/t划定，矿井最低可开采标高煤层为+1000m，预测此标高M5、M12的瓦斯含量分别为18.3 m3/t、5.8 m3/t，以此推算煤层埋深为1290-30-1000=260m，瓦斯增量分别为18.3-2=16.3 m3/t、5.8-2=3.8，则煤层瓦斯梯度分别为

33、16.3/260=0.0627 (m3t-1) /m、5.8/260=0.0146(m3t-1) /m。5、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。遵义县所在黔北矿区被划定为突出矿区。煤矿于2010年1月委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对M12煤层进行煤与瓦斯突出鉴定(鉴定结论：本矿+1000m标高以上的M

34、12煤层无突出危险性)，并经省能源局批复，根据贵州省能源局文件；关于对遵义市工业和能源委员会的批复（黔能源发【2010】389号），该矿M12煤层在+1000m以上无突出危险，该矿未对M5煤层进行鉴定，M5-M12之间存在M8煤层（0.40.8m）、M9煤层（0.40.8m），预计有突出危险，故该矿井按煤与瓦斯突出危险性设计。M12煤层按非突煤层设计和管理。建议该矿对M5煤层进行鉴定，按鉴定结果进行管理。相邻的丁村煤矿对C4煤层做了突出鉴定，在+800m以上没有突出危险，C2煤层未作突出鉴。周围矿井未发生过煤层突出事故。3.1.3、矿井瓦斯涌出量计算一、瓦斯涌出量预测及变化规律分析本矿准采面积

35、为3.6927km2，准采深度为1360m1000m，根据煤层的赋存情况，采用斜井开拓方式，沿煤层倾斜方向划分划分一个水平，水平标高为+1050m，划分为二个采区。设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。二、未抽采前矿井瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井的瓦斯涌出量进行预测。1、回采工作面相对瓦斯涌出量预测0q采Kn(q1q2)式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Kn 瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；（1）各煤层开采时本煤层瓦斯涌出量薄及薄煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出

36、量可由式(A.1)计算式中：q1开采层相对瓦斯涌出量m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，取1.3；K2工作面丢煤，瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，查相关标准；采用长壁后退式回采时按下式计算：K3(L-2h)/L =（150-213）/150=0.85；m开采层厚度，m； M工作面采高，m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc煤层残存瓦斯含量，m3/t； 见表3-5（2）邻近层瓦斯涌出量式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3t；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，%，查AQ1018-2006图D.1取；W0i第

37、i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3t；Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3t。根椐以上公式按照（AQ1018-2006）标准附录及附图选取参数，将以上各参数代入公式计算，并考虑上层开采时，邻近层释放瓦斯的影响。得各煤层在不同水平最低开采标高开采时，采煤工作面本煤层及邻近层瓦斯涌出量如表3-6。表3-6 在+1000m标高开采M12煤层未抽采前时采面瓦斯涌出量计算表煤层编号K1K2 K3与开采层间距(m)%煤层厚度(m)采高(m)原始瓦斯含量w0(m3/t)开采层消突后含量(m3/t)残存瓦斯wc含量(m3/t)开采层消突后瓦斯涌出量(m3/t)开采层M121.31.050.851.01.05

38、.82.174.2邻近层M520601.061.0618.32.199.67合计13.88开采层M51.31.050.851.01.08.632.177.47合计7.47根据以上计算可知道，未经抽采前+1000m水平标高以上开采M12煤层时回采工作面相对瓦斯涌出量最大，影响矿井整体瓦斯涌出量也是最大。因此，以下计算将以开采M12煤层时的相对瓦斯涌出量13.88m3/t作为一水平以上的设计依据。2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘Kn(q3q4 ）式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；Kn 瓦斯涌出不均衡系数，取1.2；q4掘进落煤瓦斯涌出量，m

39、3/min；D巷道断面内暴露煤壁面的周边周长，薄及中厚层为2m，m开采层煤厚。厚煤层为2h+b，h、b分别为巷道高度与宽度；巷道平均掘进速，m/min；取0.0028；L巷道长度，m；煤壁瓦斯涌现初速度，m3/m2，q00.0260.0004(Vr)2+0.16/W0；S掘进巷道断面，m2；煤的密度，t/m3；Vr煤的挥发分；W0煤层瓦斯含量，m3/t；Wc煤层残存瓦斯涌出量，m3/t，根椐表3-1-8选取。则：Q掘Kn(q3+ q4）Kn(DVq0(2-1)+sV(W0-WC)将以上各参数代入上式计算，并考虑上层开采时，邻近层释放瓦斯的影响。得各煤层掘进工作面的绝对瓦斯涌出量见表3-7。表3

40、-7 各煤层掘进面瓦斯涌出量计算表煤层Vr (%)(t/m3)s (m2)煤厚D(m)V (m/min)L(m)q0 (m3/m2)W0 (m3/t)Wc (m3/t)Q掘(m3/min)M512.631.597.30.911.820.00266000.14424.822.190.59M1211.661.567.31.282.560.00266000.05710.172.170.30按以上结果取，+1000m水平标高以上开采时，掘进工作面最大瓦斯涌出量为：Q掘0.59m3/mim。3、生产采区瓦斯涌出量式中：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，查表取;q采i第

41、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，按矿井生产能力的90%计算，t;q掘第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，取同标高预测最大值 m3/min;A0生产采区平均日产量， t;生产采区瓦斯涌出量计算见表3-8。表3-8 生产采区瓦斯涌出量计算表煤层采面瓦斯涌出量(m3/t)掘进瓦斯涌出量(m3/min)工作面产量(t)采区产量(t)采空区涌出系数K采区瓦斯涌出量(m3/t)M1213.880.64514721.319.62M57.471.184514721.310.74 矿井瓦斯涌出量式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区第i个生产采区相对瓦斯涌出量， m3/

42、t；A0i第i个生产采区平均日产量， t;K已采采空区瓦斯涌出系数，查表取。矿井瓦斯涌出量计算见表3-9。表3-9 矿井瓦斯涌出量计算表煤层矿井产量(t/d)采区产量(t/d)采区瓦斯涌出量(m3/t)采空区涌出系数K矿井相对瓦斯涌出量(m3/t)矿井绝对瓦斯涌出量(m3/min)M1247247219.621.324.018.36M547247210.741.313.964.58设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。经计算矿井在开采范围内，在+1000m水平未抽放前开采M12煤层开采时瓦斯涌出量最大，其中采煤工作面相对瓦斯涌出量为

43、13.88m3/t、绝对瓦斯涌出量为4.35m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为20.3=0.6m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为24.01m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为8.36m3/min。3、矿井瓦斯等级设计采用预测的瓦斯涌出量作为设计的依据，即即未经抽采前，矿井+1000m标高以上开采时，相对瓦斯涌出量为：24.01m3/t，绝对瓦斯涌出量为8.36m3/min。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，矿井在划定的按突突出区域。经鉴定在+1000

44、m标高以上的M12煤层无突出危险性，该矿未对M5煤层进行鉴定，故该矿井按煤与瓦斯突出危险性设计。M12煤层按非突煤层设计和管理。建议该矿对M5煤层进行鉴定，按鉴定结果进行管理。3.2、矿井抽放瓦斯的必要性根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQl0262006）的规定，“有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时瓦斯抽放系统：（1）1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：大于或等于40m3/min；年产量1.01.5Mt的矿井，大于30m3/min；年产量0.61.

45、0Mt的矿井，大于25m3/min；年产量0.40.6Mt的矿井，大于20m3/min；年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。（3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。下面从四个方面来分析本矿井瓦斯抽放的必要性a、从瓦斯涌出量的计算结果来看根据预测结果，回采工作面绝对瓦斯涌出量为13.88m3/t，大于8m3/t；因此，从瓦斯涌出的现状分析，已符合建立瓦斯抽放系统的必要条件。所以，必须采取瓦斯抽放措施，保证矿井安全生产。b、从矿井通风能力来看采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：采掘工作面稀释瓦斯所需的风量大于设计配风量，即下式成立时，抽放瓦斯才是必要的。式中：Q采掘工作面设计

46、配风量，m3/s；q绝工作面瓦斯相对涌出量，m3/min；c采掘工作面允许的瓦斯浓度上限；k瓦斯涌出不均衡系数，取1.42.0；据计算，采煤工作面稀释瓦斯所需的风量为10.53m3/s，而设计根据煤层通风断面积、风速等因素综合确定的配风量为13m3/s，能够满足实际需要。c、从消突措施看遵沿煤矿属煤与瓦斯突出矿井，在揭煤时要及时对各煤层进行煤与瓦斯突出危险性进行鉴定，并根据揭穿各煤层的实际情况重新验证各煤层的突出危险性。在未做出鉴定之前，按各煤层均有突出危险性进行设计和管理，严格执行防治煤与瓦斯突出规定要求的区域综合防突措施和局部综合防突措施，防止瓦斯突出事故。（1）针对矿井各煤层采取的区域综

47、合防突措施开采解放层：将上部煤层作为解放层开采，消除下部煤层的突出危险性；顺层钻孔预抽煤层瓦斯消突；顶板穿层钻孔预抽上部煤层瓦斯消突：煤层开采时，在预抽工作面进风巷、回风巷布置顶板穿层钻孔，预抽煤层瓦斯和消突。在开采煤层预抽采面进风巷进行本煤层顺层钻孔预抽。（2）针对矿井各煤层的区域综合防突措施开采解放层消突；由于矿井未对各煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此无法掌握各煤层的突出危险参数，根据可采煤层的层间距较大的特点，上部煤层开采时对其下部煤层能起到一定的保护作用；布置底板瓦斯抽采巷提前大面积的预抽消突；顺层钻孔预煤层瓦斯消突。（3）全矿各煤层开采时采取的局部综合防突措施石门揭煤超前钻孔预抽

48、消突； 煤巷掘进先抽后掘的本煤层超前钻孔预抽消突；采煤工作面本煤层顺层钻孔预抽消突。因此，从防治煤与瓦斯突出的角度，必须采取瓦斯抽放措施进行消突。d、从资源利用和环保的角度看瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护大气环境，取得显著的经济效益和社会效益。从资源利用和环保的角度看，也有必要建立永久瓦斯抽放系统，进行瓦斯抽放，变被动开发为主动开发。3.3、抽放瓦斯的可行性本矿井目前尚无煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等实测资料。煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，见表3-11。表3-11 开采层预抽瓦斯难易程度分类表煤层瓦斯抽放难易程度钻孔流量衰

49、减系数（d1）煤层透气性系数（m2/Mpa2.d）容易抽放0.00310可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1煤层透气性系数预测计算公式式中透气性系数，m2/MPa2d；1测压孔M1距排放孔Mc的距离；c排放孔半径，取0.055m；QO当大气压力等于0.101325MPa时的钻孔流量3/d；m煤层厚度；Py排放孔瓦斯压力；P1测压孔绝对瓦斯压力，MPa；C系数，C1.634103。由于矿井在地勘阶段并未做相应的工作，因此建议在今后开采过程中进行这项工作，以对煤层瓦斯抽放提供可靠的基础资料，便于瓦斯抽放的管理。3.2、抽放瓦斯系统选择抽放系统般有两种选择，一种是将抽放泵站布置

50、在井下靠近抽放地点的进风流中，这样可以减少抽放管路的长度，并随时根据抽放地点的需要改变抽放泵的位置，节省管路投资，其必要条件是抽放管路排出的瓦斯排到采区回风巷或总回风巷后，经较短时间内稀释后瓦斯浓度不超限，或者通过管道将抽出的瓦斯排放到地面。另一种情况是矿井抽放系统服务时间长，抽放泵安设在地面，不需在井下打专门的硐室，供电、供水及日常维护管理都比井下方便。根据本矿井具体情况，瓦斯抽放方式宜采用矿井地面集中抽放，故遵沿煤矿设计选择为地面固定抽放系统，瓦斯抽放泵站选择在工业场地东南部距风井口及主要建筑物50m以外的位置。3.3、矿井年抽放量3.3.1矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够

51、向矿井排放瓦斯的煤层及围岩所赋存的瓦斯总量。瓦斯储量可按下式计算：Wk=W1+W2+W3式中：Wk 矿井瓦斯储量，万m3；W1 可采煤层瓦斯储量总和，万m3； 矿井每一可采煤层煤炭储量，万m3；n 矿井可采煤层数； 每一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煤层的瓦斯储量总和，万m3；可采煤层受采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，万t。受采动影响范围：上邻近层取50m60m，下邻近层取取20m30m；可采煤层采动影响范围内的每一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，万m3，当围岩瓦斯很小时，W30；

52、若瓦斯含量较大时，可实测或按下式计算，K 围岩瓦斯储量系数，一般取K0.050.20。计算瓦斯储量结果见表3-12。表3-12 可采煤层瓦斯储量水平标高煤层编号煤层储量煤层瓦斯含量瓦斯储量(万m3)合计(万m3)（万t）（m3/t)煤层瓦斯储量围岩瓦斯储量+1000m以上M5252.218.34615.26461.53 5076.79 M12234.95.81362.42136.24 1498.66 合计413.97 3881.70 5977.686575.45 从计算结果看，矿井瓦斯储量为6575万m3， 这为矿井瓦斯开发利用提供了充足的资源条件。3.5.2、矿井瓦斯来源分析1、回采工作面瓦

53、斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近层煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层，影响范围一般在上邻近层约80米，下邻近层约40米。2、掘进工作面瓦斯涌出构成一是指掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出；3、矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已生产采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。经过对以上数据分析，煤矿瓦斯主要来源于掘进工作面、回采工作面和采空区。因此，矿井开始生产时，要对掘进工作面、回采工作面和采空区进行瓦斯抽放，以降低其瓦斯涌出量并消除突出危险性，达到该矿井瓦斯抽工作的目的。3.4、瓦斯抽放基本参数的确定3.4.1、瓦斯抽采率1、高负压抽放量由

54、表3-6可知，在开采M12煤层时，采煤工作面相对瓦斯涌出量为13.88m3/t，采面绝对瓦斯涌出量为3.93m3/min，根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2009），为消除回采工作面突出危险必须将煤层瓦斯含量降至8 m3/t（设计取7.5 m3/t）以下，则回采工作面瓦斯抽放率为：，为提高矿井回采工作面瓦斯抽放效果取回采工作面瓦斯抽放率为50%，则回采工作面瓦斯抽出量为1.97m3/min纯瓦斯，考虑备采工作面的瓦斯消突预抽，矿井高负压瓦斯抽放量为1.97m3/min2=3.94 m3/min纯瓦斯，抽放混合浓度按20，则混合量为19.7m3/min；掘进工作面瓦斯抽出量为0.30m3

55、/min纯瓦斯，抽放混合浓度按20，则混合量为1.5m3/min。矿井高负压抽放主管纯瓦斯抽出量为：Q主管纯=3.94+0.302=4.54（m3/min）矿井高负压抽放主管瓦斯混合量流量为：Q主管混=4.5420%=22.7（m3/min）2、低负压抽采率及抽放量低负压抽采方法主要抽采工作面上隅角，采空区以及密闭区内的瓦斯。采空区内的瓦斯涌出量除部分为开采损失煤炭以及煤柱等向采空区涌出的瓦斯外，大部分为受采动影响后的邻近层向采空区涌出的瓦斯。因采面上隅角瓦斯涌出量受通风管理因素影响较大，无法预算。根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2009），矿井瓦斯抽采率不得低于25%。本设计瓦斯抽采

56、率取25，则矿井经高负压抽采达标后瓦斯抽出量为（3.93-1.97）25%=0.49m3/min纯瓦斯，为提高矿井瓦斯抽放效果并考虑回采工作面瓦斯涌出的不均衡性，取瓦斯抽出量为1.5m3/min纯瓦斯，抽放混合浓度按15，则混合量为10m3/min 。3.42、抽放时间回采工作面预抽钻孔为边采边抽钻孔，至采面推进至该钻孔孔口附近时，拆除钻孔，国内抽放经验证明，由于预抽煤体瓦斯使煤体发生收缩变形，当煤体原占据的空间体积不变时，煤体收缩一方面引起了原有的裂隙加大，另一方面也可产生新的裂隙，最终使煤层的透气性增大。因此，长时间的预抽还可以取得更好的效果，其预抽时间应以达到预计的瓦斯抽放率为准。3.4

57、.3、瓦斯抽采率及抽放年限矿井瓦斯抽采率=矿井抽放纯瓦斯量=4.54+1.5=6.04（m3/min），如连续抽放，预计年抽放瓦斯量为：q矿=3656.041440317.5（万m3/a）矿井瓦斯抽放年限=矿井瓦斯储量矿井瓦斯抽采率/ q矿=657572%/317.514.9（a）3.54、抽放负压根据瓦斯抽放经验，高负压孔口负压取20KPa，出口压力4kPa；采空区抽放管口负压取2KPa，出口压力4kPa。第四章 抽放方法及工艺4.1、抽放瓦斯方法选择4.1.1、抽放方法选择的原则选择矿井抽放瓦斯方法应根据煤层赋存条件，瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、开采方法等因素确定，并遵循以下原则：（1）遵沿煤矿可采煤层多，瓦斯含量高，突出危险性大，瓦斯抽采必须落实“先抽后采、监测监控、以风定采”的方针，认真贯彻执行 “先抽后掘、先抽后采、多措并举、应抽尽抽、抽采平衡”的原则，确保煤层瓦斯预抽时间和瓦斯预抽效果，确保矿井采掘活动严格控制在瓦斯达标的区域和煤层内，达到消除突出危险性的目的。（2）选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。（3）应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽采效果