采矿工程毕业设计论文鹤煤六矿瓦斯抽采系统设计

《采矿工程毕业设计论文鹤煤六矿瓦斯抽采系统设计》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采矿工程毕业设计论文鹤煤六矿瓦斯抽采系统设计（64页珍藏版）》请在装配图网上搜索。

1、鹤煤六矿瓦斯抽采系统设计摘要：随着煤矿生产技术水平的快速发展，煤矿生产能力大大提高，但是随着开采深度的增加，矿井瓦斯问题也日益严重，制约着煤矿的安全生产。本文根据鹤煤六矿瓦斯地质资料，对矿井的瓦斯涌出量进行了预测，分析了矿井的突出危险性，并且对其必要性与可行性进行了论证，确定了鹤煤六矿必须建立地面永久瓦斯抽采系统。在矿井突出危险性和瓦斯涌出来源分析的基础上，确定了本煤层预抽、边采边抽和采空区抽采相结合的综合瓦斯抽放方法，并且对抽采的一些工艺和参数进行了设计，选择了比较合理的抽采系统管网布置形式及与抽采能力相匹配的瓦斯抽采泵及抽采管路附属装置及设施。最后对整个瓦斯抽采系统进行了经济概算，制定了整

2、个抽采系统的安全技术措施和抽采瓦斯管理。本文对鹤煤六矿进行的瓦斯抽采设计，能够消除煤层的突出危险性，有效减少瓦斯事故的发生，对矿井实现安全生产有着重要作用。关键词：鹤煤六矿；瓦斯抽采；管路设计；设备选型Gas drainage system design of No.6 Colliery,Hemei Group Co. Abstract：With the rapid development of coal production technology, mine production capacity is greatly improved.Meanwhile, As the increase

3、of mining depth of the coal mines, themine gas problem has been more and more serious. The gas has become the first restriction of coal mine safety. Based on the collection and analysis of gas geology information, predicted the Mine gas emission, analysis the outburst danger, demonstrated the necess

4、ity and feasibility of the the mine gas drainage, to draw the conclusion that No.6 colliery, Hemei Group Co. must be the establish an gas drainage system. Based on the analysis of Mine outburst and gas emission source, adoption the gas drainage from virgin areas coal seam, gas drainage while extract

5、ion and gas drainage from sealed goaf area that put to combined gas drainage method, also, I designed and processed the methods and parameters of the drainage method, chose the reasonable layout of drainage pipeline system, select a match with the drainage capacitygas drainage in the pump model and

6、pump station, ancillary facilities. Then it makes the economic budget and the safety technical measures of whole gas drainage system. The gas drainage design of No.6 Colliery, Hemei Group Co. can eliminate the coal seam outburst danger, the gas accidents will be controlled, and achieving safe produc

7、tion.Keywords： No.6 Colliery, Hemei Group Co.; Gas drainage; Pipeline design; Equipment selection目 录1 绪论12 矿井概况22.1 井田概况22.1.1 地理位置与交通22.1.2 地形地貌及水系22.1.3 气候条件32.1.4 地震32.2 井田地质特征32.2.1 地层32.2.2 构造52.2.3 水文地质条件62.3 煤层及煤质82.3.1 煤层82.3.2 煤质102.3.3 瓦斯102.3.4 煤的自燃与煤尘爆炸112.4 矿井生产概况122.4.1 井田概况122.4.2 井田开

8、拓123 矿井瓦斯赋存143.1 煤层瓦斯基本参数143.1.1 煤层瓦斯含量143.1.2 煤层瓦斯压力143.1.3 钻孔瓦斯流量衰减系数143.1.4 煤层透气性系数143.2 矿井瓦斯储量153.3 矿井可抽瓦斯量及可抽期153.3.1 瓦斯抽采率153.3.2 矿井可抽瓦斯量163.3.3 瓦斯年抽采量及可抽期174 瓦斯抽采的必要性和可行性论证184.1 瓦斯涌出量预测184.1.1 采煤工作面瓦斯涌出量预测184.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测184.1.3 采区瓦斯涌出量预测194.1.4 矿井瓦斯涌出量预测194.2 瓦斯抽采的必要性204.2.1 规定204.2.2 从矿

9、井瓦斯涌出预测结果看抽采瓦斯的必要性214.2.3 从矿井通风能力来看瓦斯抽采的必要性214.2.4 从防止煤与瓦斯突出看瓦斯抽采的必要性224.1.4 从资源利用和环保的角度来看瓦斯抽采的必要性224.3 瓦斯抽采的可行性225 抽采方法245.1 抽采规定245.2 矿井瓦斯来源分析245.2.1 分析依据245.2.2 分析结果245.3 抽采方法选择依据255.3.1 本煤层抽采方法255.3.2 邻近层瓦斯抽采方法255.3.3 采空区瓦斯抽采方法。255.3.4 其它情况255.4 抽采方法确定265.4.1 回采工作面本煤层瓦斯抽采265.4.2 掘进工作面瓦斯抽采275.4.3

10、 底板岩巷穿层钻孔煤巷条带预抽285.4.4 高位钻孔抽采295.4.5 采空区埋管抽采305.5 封孔方法315.5.1 抽采钻孔的密封315.5.2 封孔材料315.5.3 封孔长度325.5.4 封孔工艺325.6 瓦斯预抽量预计345.6.1 瓦斯预抽率计算345.6.2 抽采瓦斯量预计356 瓦斯抽采管路系统及设备选型366.1 抽采管路选型及阻力计算366.1.1 规定366.1.2 管路阻力计算376.2 瓦斯抽采泵选型416.2.1 规定416.2.2 选型原则416.2.3 计算方法416.2.4 抽采泵类型确定436.3 辅助设备456.3.1 瓦斯抽采管路附属装置456.

11、3.2 瓦斯抽采泵站主要附属设施配备467 安全技术措施487.1 抽采系统安全措施487.1.1 抽采钻场、钻孔施工时防治瓦斯危害的措施487.1.2 管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施487.1.3 斜巷、立巷管路防滑措施487.1.4 管路防腐及地面管路防冻措施487.2 抽采泵站安全措施487.3 安全管理措施498 瓦斯的综合利用与配套设施508.1 瓦斯的综合利用508.2 配套设施508.2.1 给排水、采暖及供热508.2.2 供电及通信518.3 监测监控系统518.3.1 监测监控系统的配备要求518.3.2 监测监控系统的配备措施518.4 地面建筑及环保528.4.

12、1 地面建筑528.4.2 环保529 抽采瓦斯管理539.1 瓦斯抽采管理及规章制度539.1.1 管理制度539.1.2 规章制度539.2 瓦斯抽采人员配备549.3 瓦斯抽采技术资料54结论55致谢57参考文献581 绪论煤矿瓦斯灾害是煤矿安全生产的第一杀手。瓦斯问题不仅直接威胁着矿井工作人员的生命安全，而且间接制约着煤矿企业经济效益的增长。我国煤矿瓦斯灾害虽然严重，但瓦斯事故的发生是有规律可循的，也是可以预防和治理的。多年来，我国对煤矿瓦斯治理方面做了大量工作，取得了一定的成效，也积累了比较丰富的经验。煤矿瓦斯抽采是利用瓦斯泵或其他抽采设备，抽取煤层中的高浓度瓦斯或回采过程中涌出的低

13、浓度瓦斯，并通过管网将瓦斯抽采至地面，从本质上消除煤层的突出危险性，降低回采过程中的瓦斯涌出，消除回采过程中的局部瓦斯积累，保障采掘过程安全。随着煤炭工业的发展，矿井数量及煤炭产量迅速增加，矿井向深部延伸过程中，一些低瓦斯矿井变为高瓦斯矿井和突出矿井，因此需要抽采瓦斯的矿井越来越多，由此带动了中国煤矿瓦斯抽采技术的迅速发展，目前瓦斯抽采技术在煤矿生产中得到了普遍的应用。瓦斯抽采系统设计涉及矿井瓦斯防治、煤矿开采学、井巷工程、通风安全学、煤矿地质学和矿山安全技术等诸多学科，本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过设计，培养了搜集、整理、分析资料和运用所获资料去解决设计中存在大的问题的能力，提

14、高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。虽然在设计中有些实际因素没有考虑到，但是通过设计，基本掌握瓦斯抽采系统设计的方法步骤。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的是鹤煤六矿的瓦斯抽采系统，设计之前，在该矿实习了一个月，对该矿的情况有了一个比较全面的了解。本次设计就是在鹤煤六矿实际地质条件的基础上，根据收集到的数据、文本以及图纸等矿井资料，在老师的指导下，按照老师给出的要求，对矿井瓦斯抽采系统进行设计。根据煤矿安全规程、AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范、GB50471-2008矿井瓦斯抽放工程设计规范、AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标、煤矿瓦斯抽采达标暂行规定

15、等法规的要求，完成对鹤煤六矿抽采系统的设计。设计的主要内容包括矿区概况及井田地质特征、矿井瓦斯赋存情况、瓦斯抽采的必要性和可行性论证、抽采方法、瓦斯抽采管路系统及设备选型经济概算和安全技术措施及瓦斯的综合利用等。设计的过程是一次理论与实践有机结合的过程，是理论与实践升华的过程；对自己在理论与实践方面都有所提高。在毕业设计的过程中，经常遇到很多难题，但是经过查找资料，在老师同学的帮助下，克服了重重困难，通过自己的努力，最终完成了此次瓦斯抽采的毕业设计。2 矿井概况2.1 井田概况2.1.1 地理位置与交通鹤壁六矿位于鹤壁矿区中南部，鹤壁市东，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属河南省鹤壁市山

16、城区管辖，地理位置：东经11410371141328，北纬355249355823。鹤壁六矿井田范围南起张庄向斜轴部，北、西大体上止于F40断层和二1煤层露头线，东止于二1煤层-800m底板等高线，。矿区呈NNE-SSW向展布，长约9.5km，宽约2.7km，面积18.5535km2。鹤壁六矿位于鹤壁市山城区，东距京广铁路约10km、107国道约11km、京港澳高速路约15km，S302从矿区内穿过，S221从矿区东南边通过，还有鹤壁至新市区的主干公路与107国道相连，通过矿区铁路专用线与京广铁路相接，交通十分便利，见图2-1。图2-1 交通位置示意图Fig.2-1 The schematic

17、 diagram of the traffic position2.1.2 地形地貌及水系鹤壁六矿总体属低缓丘陵地貌，地势总体西北部高，东南部低，最高标高227.7m（李古道北），最低标高127.3m（6873号钻孔），相对高差100.4m。矿井中部分布着起伏较大的低缓丘陵与岗垄，丘陵顶部可见新近系粘土或砾岩层，矿井中南部发育第四系冲沟坳地和平坦地带，矿井西南外围为鹤壁市区。本区属海河流域卫河水系。汤河为井田范围内唯一季节性河流，发源于鹤壁市西部中窑头附近，流经本区南部、汤阴县城，在内黄县境内注入卫河。汤河流量0.30.4m3/s，最大洪流量1280m3/h（1980年8月），最高洪水位145

18、.96m。另外，矿区西部大湖村至汪流涧一线有几处面积不大的地表水体，其中较大的为汪流涧水库，面积仅0.04km2；井田深部边界外2km的温家沟水库，面积0.1km2，最大库容104万m3，主要用于拦洪灌溉。2.1.3 气候条件本矿区属北暖温带大陆性干旱型季风气候，夏热冬冷，四季分明。据鹤壁市气象站观测资料统计：全年气温以六、七月间为最高，气温极高值达42.3C（1967年6月4日），一月份最低，气温极低值为-15.5（1967年1月15日），年平均气温为14.5。年平均绝对湿度为11.63毫巴，年平均相对湿度为60.43%。历年降水量最高为1394.1mm(1963年)，最低为266.6mm(

19、1965年)，平均为649.55mm。每年六八月间为降水量最多时期。年蒸发量1637.42016.6mm, 平均为1811.25mm。每年八月至来年二月多刮北风，最大风速23m/s，每年三月至七月多刮南风，最大风速14m/s。2.1.4 地震根据华北地区地震目录记载，近600年来，波及本区烈度达级以上的地震有20余次。2.2 井田地质特征2.2.1 地层鹤壁六矿位于安鹤煤田的南部，根据河南省综合地理地层区划，安鹤煤田东西横跨华北地层区山西分区的太行山小区和华北平原分区的豫北小区。据区域地层出露及钻孔揭露，区域内发育地层由老至新有：太古界元古界的前震旦系；下古生界寒武系、奥陶系，上古生界石炭系、

20、二叠系；中生界三叠系以及新生界新近系、第四系。太古界与元古界多出露于煤田南部的淇县境内，寒武系与奥陶系主要出露于煤田西及西南部山区，石炭二叠系含煤地层在煤田均有赋存，三叠系仅隐伏于煤田深部，新生界广泛覆盖于上述各地层之上。本煤矿区煤系地层全部被新生界新近系、第四系地层掩盖，根据钻孔揭露情况，将井田内地层发育情况由老至新简述如下：1）奥陶系中统马家沟组（O2m）本组底部为灰色石灰岩、泥质灰岩、白云质灰岩；中下部为黑灰色花斑状石灰岩；中上部为纯质石灰岩及黄灰色泥灰岩、白云质灰岩互层；上部为青灰色纯质石灰岩。厚度约400m，区内钻孔揭露最大厚度123.4m。其顶界面为凹凸不平的古风化壳，是煤系地层的

21、沉积基底，并在矿区西部的太行山区广泛出露。2）石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b）：底部为灰色鲕状铝质泥岩夹紫红色铁质泥岩，中上部为砂质泥岩、砂岩，夹煤线，间夹23层薄层透镜状石灰岩。本组地层平均厚度33.16m，与下伏马家沟组呈平行不整合接触。（2）上统太原组（C3t）：本组地层系本区含煤岩系之一，为海陆交互相沉积，由浅灰色细、中粒砂岩、深灰及灰黑色泥岩、砂质泥岩、石灰岩和煤层组成。砂质泥岩中含植物化石、夹黄铁矿及菱铁质结核。本组地层含石灰岩9层，自下而上依次为L1L9，其中L2、L8厚度较大，且发育稳定。共含有煤810层，统称一煤段，底部的一煤、一煤和一煤组成下夹煤组，其中一煤和一煤发育

22、较好，层位稳定，一煤在六矿大部可采，其余为局部可采或不可采。本组地层厚度平均121.83m左右，与下伏地层呈整合接触。3）二叠系（P）（1）下统山西组（P1sh）：为本区主要含煤建造，统称二煤段。本组由砂岩、砂质泥岩、铝土质泥岩、泥岩和煤层组成，底部的二1煤是矿区主要可采煤层，厚度大且稳定，结构简单，除二1煤外其余均不可采。砂岩的矿物成分主要为石英、次为长石，钙泥质胶结，层面富积大白云母片。其中S9、S10、S11砂岩和铝土质泥岩发育稳定，岩性特征明显，是良好的标志层。本组地层厚度平均112.44m左右，与下伏地层呈整合接触。（2）下统下石盒子组（P1x）：下起砂锅窑砂岩（S12）底，上止于田

23、家沟砂岩（S18）底，厚208.19342.56m，平均269.49m左右。由浅灰色、灰白色中细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、紫红色斑块泥岩组成，偶见薄煤层。与下伏山西组地层整合接触。根据其岩性特征，分为三、四、五、六煤段。（3）上统上石盒子组（P2S）: 下起于田家沟砂岩底（St），上止于平顶山砂岩底（SP），平均厚度268.71m，与下伏下石盒子组为整合接触。主要由暗紫色、紫红色、青灰色泥岩、砂质泥岩及灰白色、灰绿色细粗粒砂岩组成，根据其岩性组合特征分为七、八两个煤段。 七煤段：下起田家沟砂岩（S18），上止于七、八煤段分界砂岩（S19），平均厚127.56m。底部田家沟砂岩(S18) 厚2.

24、1724.85m，平均10.56m。为灰白色、灰绿色中粒石英砂岩，分选差，具底砾岩，含烟紫色石英及泥岩包裹体，田家沟砂岩为矿区主要标志层，其上为紫红、青灰色泥岩和砂质泥岩，含海绿石和硅化生物化石碎屑。八煤段：下起于八煤底板砂岩底（S19），上止于平顶山砂岩底（S20），厚平均141.15m。底部八煤底板砂岩（S19）厚7.51m；为灰白色紫灰色中粗粒砂岩，成分以石英、长石为主，局部为细砾岩。其上为紫红、灰色泥岩和砂质泥岩。（4）上统石千峰组（P2sh）：由于风化剥蚀作用，本区保留石千峰组地层厚度100m；主要为底部平顶山砂岩段（P2sh），厚77.9888.26m，平均84.16m；平顶山砂岩

25、（S20）：灰白色、灰绿色厚层状中粒及粗粒长石石英砂岩，局部含砾石和泥岩包裹体，底部为含砾粗粒砂岩，硅质胶结，分选性较差，为矿区主要标志层，与下伏上石盒子组呈整合接触。4）新近系（N）主要由鹤壁组土黄色、黄褐色粘土、砂质粘土，薄至厚层状砾岩组成。砾岩砾石成分以灰岩为主，其次为粗砂岩和燧石，泥质胶结，砾岩层中常发育有不同规模的假岩溶。本组地层揭露厚度在75.16260.58m之间，平均厚155.00m，与上覆第四系松散地层呈不整合接触。5）第四系（Q）以黄土为主，次为黄褐色亚粘土、砂质粘土，含钙质结核及白色菌丝体，底部常夹小砾石。第四系厚度2.534.00m，平均厚16.00m。2.2.2 构造

26、2.2.2.1 区域构造安鹤煤田位于新华夏系太行山隆起带的东侧，为太行山东麓背斜的东翼。根据河南省构造分区图，属于太行构造亚区之太行断隆，夹持于汤东断裂与林县断层之间，受汤东断裂直接控制。太行构造亚区NNE和NWW向两组断裂组成网格系统，将地壳分成五个矩形断块（太行断隆、汤阴断陷、内黄隆起、东濮断陷及菏泽隆起），在剖面上组成“三隆夹二拗”的掀斜断块型式。安鹤煤田即位于太行断隆东部斜坡地带和汤阴断陷的西侧。安鹤煤田位于汤东断裂控制下断块内的阶地上，总体构造形态一单斜构造，地层走向NNE，倾向SEE，倾角235；发育9个较大型褶皱；大于50m断层87条，NNE、NE、EW与NW向展布，依据构造组合

27、特征，安鹤煤田分为以下四个次级构造区：（1）F174以北构造区：双全井田属于本区，NNE向断裂发育，偶有NE向断裂，局部有近EW向褶皱。（2）F174F159构造区：“其它地段”属于本构造区，以NE向断裂为主，偶见NNE向断裂，有NE向的复向斜的龙山向斜。（3）F159F100构造区：多为NNE向断裂。（4）F100F308（青羊口断层）构造区：NE向断裂与褶皱发育，偶有NNE向小断裂。鹤壁六矿位于该构造区内。2.2.2.2 井田构造本井田位于太行构造亚区之太行断隆的中部，整体构造形态为走向北北东、倾向南东东，地层一般倾角1025的单斜构造，局部发育宽缓小褶曲。区内构造以断层为主，依方向主要分

28、为NE、NNE、NEE和NWW向四组。据统计落差30m的断层21条，落差530m的断层31条，均属于正断层。矿井南部见一小型陷落柱（面积约25m2），区内未见岩浆岩。 （1）褶曲经采掘揭露和钻孔控制，矿井发育小型褶曲共8个，其中向斜4个，背斜4个。其中近东西向褶曲2个，近南北向褶曲2个、北东向褶曲4个。在褶曲相交的部位形成构造盆地或鞍状构造。有张庄向斜、68211背斜、71-14682-4向斜、大1568-3背斜、44-3向斜、71-15向斜、747背斜、373背斜。（2）断层矿区内断裂较发育，共查明断层52条，其中落差大于100m的断层2条，50100m的4条，3050m的15条，1030m

29、的16条，510m的15条。另外，尚有落差小于5m的断层80余条。按其延伸方向可分为NNE、NE、NEE和NWW向四组，以NE向最发育，NNE和NEE向次之，NWW向不甚发育。各组断层发育情况详见表2-1。表2-1 断层发育情况统计一览表Table 2-1 List of fault characteristics落差走 向100m10050m5030m3010m510m合计NNE022.52222210NE22.567.529131034NEE67.590426NWW90112.5112合计24151615522.2.3 水文地质条件根据以往区域水文地质研究，本矿所处区域水文地质单元西界北起

30、铜冶，向南经天喜镇、鹤壁集、许家沟一线为界，为一仅南北向延伸的中奥陶统 与中石炭统的岩层接触带。东部以青羊口断裂为界，南端在新村一带与西部边界相交，该边界在深部起阻水作用。该单元北界尚未查明。本单元主要由石炭系、二叠系与新第三系碎屑岩组成，含水组岩性主要为灰岩、砂岩和砾岩，相对隔水岩为泥岩、沙质泥岩等，是一个以裂隙岩溶水和裂隙水为主的多层含水结构。下伏中奥陶统裂隙岩溶含水组水量丰富，水压力高。单元内断裂发育，岩层走向近南北，向东缓倾斜。本单元与西部水文地质单元的小南海天喜镇泉域、许家沟泉域两个二级水文地质单元由水力联系。本矿位于该水文地质单元的中部。1）地表水区内地势西高东低，为丘陵地貌，地表

31、被第四系黄土和第三系粘土及砾石层覆盖。流经井田的河流有陈家湾河和寺湾河，发源于距井田34km的西部山区，流向由西向东注入卫河的支流汤河。两河流域均属季节性河流，旱季河床干枯，雨季陈家湾河最大洪水流量702.4m3/s，洪水位标高+134.3m，寺湾河最大洪水流量322.5m3/s，洪水位标高+137.6m，井田内河床基底为5080m第三系粘土，阻水性能极佳，使得地表水与基岩地下水不发生水力联系，对矿床开发无影响。2）含水层根据以往勘探资料（岩性、结构、富水性、赋存特征等）及二煤层开采已来的生产实践，将矿井范围内含水层划分成五个，分述如下：（1）中奥陶统灰岩含水层O2f灰岩含水层位于二1煤层下1

32、02.39183.50m，矿区西部山区广泛出露，补给条件好。区内有20个钻孔揭露该层，揭露最大厚度123.4m（76水源孔），据区域资料：O2f灰岩含水层厚度397.97m。岩溶发育的大致规律是：0100m以裂隙为主，有少量溶洞，洞内充填有铝土质砂岩；100200m，裂隙和溶洞都不发育；200300m，岩洞发育，以溶洞为主。该层厚度大，补给充足，富水性强，水头高，是二1煤层底板威胁最大的间接充水水源。据76水源孔抽水实验资料：q=0.541L/s.m，水质类型为HCO3Ca型水。马庄小煤窑1981年5月16日突水后稳定水位标高115m。因建设矿奥灰突水后长期向六矿透水，76号水源孔长期排水，以

33、两点为中心可能形成降水漏斗，但因没有水位观测资料，难以描述漏斗的形态、大小和展布情况。（2）太原组下段L2灰岩含水层C3L2灰岩含水层位于二1煤层下83.9135.32m，厚度一般58.5m，是二1煤层底板间接充水含水层。该层厚度小，补给条件一般，岩溶裂隙发育中等，富水性中等，含岩溶裂隙承压水。据大35孔抽水试验资料：原始水位标高112.86m，q=0.0146L/s.m，K=0.0978m/d，水质类型为HCO3Ca型水。（3）太原组上段L8灰岩含水层C3L8灰岩含水层位于二1煤层下，一般间距2035m，因断层影响，间距最小值出现在76-4（8.25m）、76补4（5.38m）两个孤立点位，

34、C3L8灰岩厚度一般3.55.5m，属于二1煤层底板直接充水含水层。由于其厚度小，补给条件差，以静储量为主，本区揭露该层的钻孔，无一孔发生漏水，裂隙不发育，富水性较弱，含岩溶裂隙承压水。据大46孔抽水试验资料：原始水位标高114.37m，K=0.137m/d,q=0.0123L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。（4）二1煤层上60m砂岩含水层该层由二1煤层上60m范围内的中、粗粒砂岩组成，其中以S10为主，厚度1.528.6m，一般厚度8.4m，是二1煤层顶板直接充水含水层。其补给条件差富水性很弱，一般与其它含水层无水力联系，裁决揭露时均为滴水或淋水，并很快自行干枯，因此对开采无影

35、响。据大35孔资料，原始水位标高104.12m。（5）第三、四系含水层包括第三系砾岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水。以接受大气降水补给为主，水量丰富，动态随季节变化。原始水位标高128.08m，K=2.72m/d，q=0.18L/s.m，水质类型以HCO3CaMg型水为主。3）隔水层第三系底部粘土岩隔水层，分布广，厚度均匀，能有效阻隔第三系李岩中裂隙水和第四系沙砾卵石层中的孔隙潜水向下渗透。C3L8灰岩含水层与二1煤层一般间距2035m，由砂岩和砂质泥岩、泥岩组成，砂岩含水性差，砂质泥岩和泥岩隔水性良好，正常情况下，可以起到隔水作用。C3t中段沙泥岩互层，隔水性良好，正常情况下，可以起

36、到阻隔太灰上、下段两水层的水力联系作用。C2b铝土质泥岩厚度一般10m以上，泥质成分高，隔水性良好，正常情况下能有阻隔O2f灰岩水向矿井充水。4）含水层的水力联系及断层导水性(1)含水层间的水力联系各含水层间因具有相对稳定的隔水层，越流补给量小。从历年来已开采区的出水点资料看，二1煤层顶、底板砂岩和灰岩含水层出水点，出水持续时间都不太长，并自行疏干。由此说明在无断层影响下，区内C3L8、C3L2和O2f间无水力联系。(2)断层导水性评价F40、F44断层带使奥灰与二1煤层及C3L8灰岩对接，马庄及建设两小矿在此带附近发生奥灰突水淹井并向本矿区透水，足以说明此带导水、富水性极佳，也是本区地下水的

37、主要补给通道。在F618附近的10-1孔C3L8漏水，且形成局部一级高温区，说明该断层具有一定导水性，深部高温水沿此带向上顶托排泄。根据生产实践所揭示，区内NNE、NE方向断层导水性好，当断层落差较大沟通C3L2和O2f灰岩时，将形成富水带，给开采带来威胁。勘探阶段所进行的断层抽水试验揭示的断层导水性、富水性差，属天然状态下情况。而在生产条件下，因开采而导致原始平衡被打破，在形成新的平衡过程中，某些断层可能会由不导水转变为导水。2.3 煤层及煤质2.3.1 煤层本井田含煤地层为石炭二叠系，煤系地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组与下石盒子组、二叠系上统上石盒子组，含煤地层总厚度772.47

38、m，共含煤21层，煤层总厚度11.03m，含煤系数1.43%。其中二叠系下、上石盒子组仅含煤线，含煤性差；下二叠统山西组和上石炭统太原组含可采煤层，含煤性较好，是本区主要含煤地层。山西组地层平均厚112.10m，含煤4层，煤层平均总厚度7.86m，含煤系数为7.0%；太原组地层平均厚121.83m，含煤810层，煤层平均总厚度3.07m，含煤系数为2.5%。山西组和太原组发育可采和局部可采煤层2层（其中山西组二1煤全区可采，太原组一煤局部可采），可采煤层总厚9.17m，可采系数为3.91%。详见表2-2。表2-2 含煤地层含煤特征表Table 2-2 Characteristics Table

39、 coal bearing strata含煤地层煤层厚度(m)含煤地层厚度(m)含煤系数(%)备注上石盒子组0268.710下石盒子组0269.490山西组7.62112.16.8含煤4层,其中二1煤全区可采太原组3.07121.832.52含煤17层,均不可采本溪组0.0233.160.06含一0煤层不可采合计10.71805.291.33共含煤22层本区可采煤层主要为山西组二1煤层。其特征详见表2-3。表2-3 可采煤层特征表Table 2-3 The feature list of the mining coal seam序号名称煤厚(m)倾角围岩性质煤牌号硬度容重煤层结构及稳定性最小最

40、大平均顶板底板1二14.7213.517.511黑色泥岩或砂质泥岩泥岩或砂质泥岩贫瘦煤31.38条带状稳定二1煤俗称大煤，位于二叠系下统山西组下部，上距大占砂岩约17m，下距北岔沟砂岩约5m，距L8灰岩约35m，为矿区主要可采煤层，厚度大且稳定。二1煤直接顶板为深灰色砂质泥岩或泥岩，老顶为灰色细中粒砂岩（俗称“大占砂岩”）；直接底板为砂质泥岩或泥岩，老底为灰色细中粒砂岩（俗称“北岔沟砂岩”）。全区可采，二1煤厚1.5117.51m，平均厚度7.82m，煤层结构较简单，一般含较稳定夹矸一层，局部2层，夹矸岩性多为炭质泥岩。煤层厚度变异系数r=28.7%，可采性指数Km=100。二1煤为全区可采较

41、稳定型厚煤层。煤层赋存标高+80-850m；埋藏深度801010m。2.3.2 煤质1）物理性质二1煤为黑色，条痕黑色黑灰色，以碎块状为主，局部为粉状、块状煤呈强玻璃光泽，以亮煤为主，见有镜煤和暗煤，具均一状和条带状结构，属半光亮型。视密度1.38t/m3，真密度1.48t/m3，孔隙率6.8%。2）煤岩特征二1煤显微煤岩组分中有机组分含量82.1092.40%，平均88.83%。其中镜质组含量为27.9079.80%，平均55.75%。惰质组含量2.8050.80%，平均12.10%。镜质组以均质镜质体为主（部分颗粒内生裂隙发育），基质镜质体次之，团块镜质体少量。惰质组以微粒体为主，含有少量

42、火焚丝质质体。无机组分含量7.6017.90%，平均11.17%，无机组分以粘土矿物为主，多呈团块状、浸染状分布，少量呈不规则状充填于裂隙中；碳酸盐类的方解石多为后生，呈脉状分布。偶见黄铁矿呈星点状散布于有机质中。显微煤岩类型为微镜惰煤。3）工业用途二1煤层为低灰、特低硫、低磷，低挥发分、较高软化温度灰和高流动温度灰、特高热值贫瘦煤；主要用途可作为动力用煤、民用燃料、炼焦配煤。2.3.3 瓦斯对本矿进行过详查地质勘查，二1煤层采样深度279.7996.8m，瓦斯成分均在85%以上，属沼气带无疑。瓦斯甲烷含量10.6427.66mL/g，平均 15.8 mL/g,见表2-4。二1煤层瓦斯具有如下

43、特征：煤层厚度大且稳定，煤化程度较高，镜质组和半镜质组含量达77.48%，镜质组大反射率1.98%，属贫瘦煤，这是生成大量甲烷气体的物质基础，煤层埋藏深，其围岩多数低透气性岩层，成为煤层瓦斯的封闭条件。表2-4 钻孔二1煤层瓦斯分析结果表Table 2-4 Gas content analysis results of coal钻孔号止煤深度(m)瓦斯成份(%)瓦斯含量(mL/g)O2(%)Aad(%)样重(g)CO2N2CH4CO2N2CH4686-1603.65.811.7092.490.690.2111.090.938.22357686-7568.61.761.5696.680.190.

44、1710.640.447.56371686-11666.03.212.3594.440.260.197.450.7714.30308686-16651.42.753.1794.080.430.4914.580.9011.243162-1907.31.451.8496.710.230.3015.430.6514.924402-27496.35.510.5793.921.180.1219.920.2915.43375钻孔号止煤深度(m)瓦斯成份(%)瓦斯含量(mL/g)O2(%)Aad(%)样重(g)CO2N2CH4CO2N2CH44-2787.62.351.0996.560.280.1311.6

45、60.4529.133856-2860.22.834.4392.740.711.1123.170.2512.7334010-1628.13.093.3993.520.440.4813.220.3622.5131316-3762.51.645.3593.010.431.4124.550.4539.4027718-5279.74.376.8188.821.001.5520.231.5015.0127218-6996.82.650.6096.750.760.1627.660.497.292839-1709.82.691.2596.060.410.1914.570.6614.39446此外，详查阶段对

46、煤与瓦斯突出危险性亦做了一些测试工作。经测定二1煤瓦斯放散初速度1636，煤的坚固性系数0.300.47，煤与瓦斯突出危险性指标K值为3656，大于突出的临界值15，二1煤应属具煤与瓦斯突出危险煤层。河南省鹤壁煤田三、五、六矿深部勘探区详查地质报告审批决议书【河南煤炭工业局88豫煤基字第380号】，同意六矿深部为煤与瓦斯突出危险的矿井。2.3.4 煤的自燃与煤尘爆炸在详查地质勘查中对二1煤的自燃发火进行测定，22-1孔3个煤分层的燃点温度：原样分别为380、382、386；氧化样分别为377、381、384；还原样分别为385、386、391；，属不易自燃。该矿2008年8月在115下顺槽采样

47、，委托煤科总院抚顺分院瓦斯通风防火实验中心对二1煤进行煤自燃发火的测试，自燃等级为，测定结果见表2-5。表2-5 煤的自燃倾向等级鉴定报告表Table 2-5 grades of coal spontaneous combustion tendency appraisal report form试样编号采样地点工业分析(%)密度（t/m3）自燃等级MadAadVdafSt,d2008-135111下顺槽0.708.8417.200.301.40依据豫工信201066号河南省工业和信息化厅关于2009年度全省煤矿瓦斯等级鉴定结果的批复该矿井二1煤有煤尘爆炸危险性，属不易自燃。在详查地质勘查中对二

48、1煤的煤尘爆炸危险性进行测定，测定结果：二1煤有煤尘爆炸危险性，见表2-6。另外该矿2008年8月在111下顺槽采样，委托煤科总院抚顺分院瓦斯通风防火实验中心对二1煤进行煤尘爆炸危险性、鉴定结果二1煤有煤尘爆炸危险性。表2-6 煤尘爆炸性鉴定结果表Table 2-6 Explosive coal dust identification results table试样编号采样地点工业分析(%)爆炸性试验爆炸性结 论MadAadVadVdaf火焰长度(mm)最低岩粉量(%)2008-111-5111下顺槽0.6521.0622.2828.6610030有煤尘爆炸性22-1-二1分122-1孔1.2

49、216.1616.144570有煤尘爆炸性22-1-二1分422-1孔1.1210.5815.075570有煤尘爆炸性2.4 矿井生产概况2.4.1 井田概况鹤煤六矿位于鹤壁矿区南部，北与五矿以F40断层为界，南与八矿相邻，走向长9.5km，倾斜宽2.7km，面积约18.55Km2。六矿始建于1958年，1964年投产，原设计生产能力60万吨，改扩建后设计生产能力提高到120万吨/年，现矿井核定生产能力为130万吨/年。井田内含煤地层为石炭二迭系山西组太原群，共含煤6层,其中二1煤（俗称大煤）为唯一可采煤层，平均厚7.48m。六矿井田为一向东倾斜的单斜构造，深部暂定边界标高-800m。目前矿井

50、尚有可采储量约7500万吨。2.4.2 井田开拓2.4.2.1 井田开拓方式矿井开拓方式为立井多水平上、下山开采，一水平（标高-150m），二水平（标高-300m），三水平（标高600m）。目前一水平已回采结束，现生产水平为-300m水平，下山开采，-600水平正在开拓准备。现布置生产采区两个，11采区和12采区，开采顺序为两采区同时生产，区内采用倒退式回采。矿井通风方式为抽出式。现抽采设计准备利用主、副井进风，专用回风井回风。2.4.2.2 矿井工作面布置情况全矿井以两个采区，每个采区布置一个采煤工作面和两个煤巷掘进工作面，12采区布置一个准备工作面，保证矿井130万t/a设计生产能力。2.

51、4.2.3 采煤方法采煤方法的选择是否合理，直接影响矿井的生产安全和各项技术经济指标，所以采煤方法必须符合安全、经济、高效、回采率高的基本原则。采煤方法为综合机械化采煤，机械化程度达到100%，根据地质勘探资料、结合邻近矿井实际生产经验、本矿的生产管理水平和煤层实际赋存及采区划分情况厚煤层放顶煤采用预采顶分层、二层布置综放工作面方法处理。采空区处理均采用全部跨落法管理顶板，工作面回采过程中失修的巷道全部采用型棚进行维修。煤、岩巷均采用炮掘，工作面回采结束后能够在30天内进行封闭注浆。矿井编制有20142018年五年长远规划，科学合理的对“抽、采、掘”进行规划，并每年编制有下一年度矿井采掘接替实

52、施计划及瓦斯区域治理计划，在保证安全生产的前提下，逐年提高矿井生产能力，实现高突矿井低瓦斯开采。3 矿井瓦斯赋存3.1 煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯赋存基本参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据。对于瓦斯抽采来说，煤层瓦斯基本参数包括：煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯涌出量、煤层透气性系数、煤的孔隙率、煤对瓦斯吸附常数、瓦斯风化带深度、瓦斯含量分布梯度、抽采钻孔影响半径、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等。3.1.1 煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含的瓦斯体积（换算为标准状态），单位是m3/t或mL/g。煤层瓦斯含量也可用单位质量纯煤（去掉煤中水分和灰分）的瓦斯体积表示，单位是m3/t.

53、r。取得煤层的瓦斯含量可以通过如下几种途径：(1)地勘解吸法(2)井下解吸法(3)间接法根据对六矿的地质勘查结果，煤层瓦斯含量为10.6427.66m3/t，平均 15.8 m3/t。3.1.2 煤层瓦斯压力煤层瓦斯压力是指煤层孔隙内气体分子自由热运动所产生的作用力，由游离瓦斯形成，即瓦斯作用于孔隙壁的压力。煤层瓦斯压力是评价煤层突出危险性与决定煤层瓦斯含量的一个重要指标，在研究和评价瓦斯储量、瓦斯涌出、瓦斯抽采与瓦斯突出问题中具有指导意义。根据对六矿的地质勘查结果，煤层瓦斯压力为0.51.65MPa，孔隙率为6.8%。3.1.3 钻孔瓦斯流量衰减系数钻孔自然初始瓦斯涌出强度和钻孔自然瓦斯流量

54、衰减系数是表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数。和值要通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量进行计算求得。具体测定方法为：选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径5089mm，长3040m的钻孔，封孔后定期测量钻孔自然瓦斯流量，根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti, ），按公式回归分析求出和。本矿井二1煤层钻孔流量衰减系数为0.0192d-1。3.1.4 煤层透气性系数 煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，是煤层对于瓦斯流动的阻力，通常用透气性系数表示。透气性系数越大，瓦斯在煤层中流动越容易，透气性系数在我国普遍用的单位是m2/MPa2d。其物理意义是1m长的煤体，当压力平方差是1MP

55、a2时，通过1m2的煤层断面，每日流过的瓦斯立方米数。1m2/MPa2d 相当于0.025毫达西。鹤煤六矿二1煤层各测点的透气系数为1.431.99 m2/(MPa2d)，煤层属于可以抽采煤层。3.2 矿井瓦斯储量根据GB50471-2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范第3.0.1条规定，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。可按下式计算：W=W1+W2+W3 (3-1)式中 W矿井瓦斯储量，Mm3；W2可采煤层的瓦斯储量，Mm3；W1=i=1nA1iX1i (3-2)A1i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

56、量，m3/t；根据井田地质报告内容所述井田范围内共计可采储量约为75Mt。煤层瓦斯含量10.6427.66m3/t，平均16.76m3/t。W1=7516.76=1257Mm3W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3；W2=i=1nA2iX2i (3-3)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；W2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=KW1+W2 (3-4)K围岩瓦斯储量系数，一般取K0.050.20。此处K取0.1。W3=W1+W

57、2+W3 =1257+0+0.11257=1382.7Mm3。3.3 矿井可抽瓦斯量及可抽期3.3.1 瓦斯抽采率根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）第3.0.3条规定：设计瓦斯抽采率，可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽采瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽采率指标应符合现行的矿井瓦斯抽采管理规范的有关规定。根据煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006）第8.6.3条规定：瓦斯抽出率：(1)预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；(2)邻近层卸压瓦斯抽采的矿井：矿井抽出率应不小于35%

58、，回采工作面抽出率应不小于45%；(3)采用综合抽采方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；(4)煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa以下。对于设计来说，瓦斯抽采率的确定应符合上述标准的要求，也可以参照煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006）中第 4.2 条进行选取。根据矿井的实际情况，并参照矿井瓦斯抽采管理规范，暂定本矿井瓦斯抽采率为43%，生产中应加强管理提高瓦斯抽采。表3-1 矿井瓦斯抽采率应达到的指标Table 3-1 Indicators mine gas extraction rate sho

59、uld achieve矿井绝对瓦斯涌出量Q（m3/min）矿井抽采率（%）Q202520Q403540Q804080Q16045160Q30050300Q50055500Q603.3.2 矿井可抽瓦斯量矿井可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：W抽=WK采 （3-5）式中：W抽矿井可抽瓦斯量，Mm3；K采矿井瓦斯抽采率；按照生产矿井的现状预计，以及目前矿井抽采技术水平，K采设计为43%。W抽=1382.743%=595Mm33.3.3 瓦斯年抽采量及可抽期1)矿井年抽采量本次设计的矿井年抽采365d，日工作班数为三班，每班工作8h，每天抽采 24h。在与矿井生产有相同的服务年限期间，即为45年，瓦斯抽采量可为25.2m3/min，即年抽采量为13.23Mm3。2)矿井瓦斯可抽期根据GB50471-2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）第304条及煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006）第535条规定：矿井或水平的抽采年限应与其抽采瓦斯区域的开采年限相适应。本次设计的矿井服务年限为45a。所以矿井可抽期也取45a。4 瓦斯抽采的必要性和可行性论证4.1 瓦斯涌出量预测设计依据