XXXX煤矿瓦斯抽采设计

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1、富源县大河镇大沟煤矿瓦斯抽采工程初步设计说明书曲靖市煤炭设计研究院二一二年三月富源县大河镇大沟煤矿瓦斯抽采工程初步设计说明书工 程 编 号：SC201210矿井设计生产能力：6万t/a抽采工程规模：2.04m3/min项目负责：总工程师：院 长：曲靖市煤炭设计研究院二一二年三月参加设计人员姓 名专 业职 称刘见乔采 矿工 程 师高自芳采 矿工 程 师白 伟通 风工 程 师孙树元机 电高级工程师刘 静机 电工 程 师吕红叶总 图工 程 师朱莲香经 济造 价 师目录前 言第一章矿井概况1第一节井田概况1第二节煤层赋存情况2第三节地质构造情况9第四节矿井开拓与开采9第五节矿井开采技术条件11第二章瓦

2、斯抽采设计参数17第一节煤层瓦斯基本参数17第二节矿井瓦斯储量17第三节瓦斯可抽量18第四节矿井瓦斯涌出量预测20第五节瓦斯抽采必要性分析34第三章瓦斯抽采方法39第一节瓦斯来源分析39第二节瓦斯抽采参数的确定39第三节瓦斯抽采方法选择40第四节矿井瓦斯抽采布置42第五节钻孔施工设备选型及检测仪器仪表配置50第六节封孔方式、材料及封孔工艺51第七节瓦斯抽采效果预计52第八节矿井瓦斯抽采设计规模及服务年限56第四章瓦斯抽采系统选择、计算及设备选型571第一节抽采管路系统选择、计算57第二节抽采管路附属装置及设施62第三节抽采设备选型64第四节瓦斯抽采泵房附属装置及设施72第五章瓦斯利用74第一节

3、瓦斯利用途径74第二节瓦斯利用方案75第六章地面工程76第一节瓦斯抽采泵站总平面布置76第二节瓦斯抽采泵站建筑77第三节设备安装及管网布置79第四节给、排水及消防80第五节通风86第七章供电及通讯87第一节抽采站配电及照明87第二节抽采站通信89第八章瓦斯抽采监测及控制90第一节抽采监测设计内容90第二节抽采监测系统设计总体方案90第三节抽采监测系统设计91第九章环境保护94第一节瓦斯抽采工程对环境的影响94第二节污染防治措施94第三节瓦斯抽采泵站绿化95第十章瓦斯抽采组织管理及安全措施96第一节组织管理962第二节安全措施96第三节预防性煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）防突措施98第十一章技术经济

4、102第一节劳动定员102第二节投资概算102第三节主要技术经济指标105附件：1、机电设备材料清册；2、概算书。附 录：1、设计委托书；2、采矿许可证（C5300002009091120035300；3、安全生产许可证（滇）MK安许证字20050036号文）；4、煤炭生产许可证（编号：205303254086）；5、煤矿矿长资格证书；6、煤矿矿长安全工作资格证书；7、企业法人营业执照；8、煤矿生产能力核定证书；9、矿井瓦斯等级鉴定证书；10、煤尘爆炸性鉴定报告；11、煤的自燃倾向性鉴定报告；12、“瓦斯参数测定报告”瓦斯资料；313、曲靖市国土资源局关于矿产资源储量评审备案证明（曲国土资储备

5、字2009287号）。附 图 目 录富源县大河镇大沟煤矿瓦斯抽采工程初步设计曲靖市煤炭设计研究院技术特征设 计 能 力 ：6万t/a抽采工程规模：2.04m3/min开 拓 方 式 ：斜井开拓工程编号：SC201210共1页第1页图 纸 目 录序号图 名图 号图幅比 例1矿井采掘工程平面图（M9煤层）采 用11:20002矿区工业场地总平面布置图SC201210-447-1/111:10003矿井开拓方式及采区布置平面图（M13煤层）SC201210-109-1/211:20004矿井开拓方式及采区布置剖面图（A-A剖面）SC201210-109-2/211:20005井下瓦斯抽采管路前期敷设

6、平面图SC201210-298-1/11示 意6瓦斯抽采泵房平、立、剖面图SC201210-687-1/111:1007瓦斯抽采工程设备安装平面图SC201210-220-1/11示 意8瓦斯泵站配电室系统图SC201210-213-1/11示 意9瓦斯抽采监控系统图SC201210-275-1/11示 意前 言富源县大河镇大沟煤矿位于富源县城南东135方向，平距约30km处，隶属富源县大河镇管辖。矿区外围交通较为方便。矿区范围以9个拐点坐标圈定，南北长约0.623km，东西宽约1.195km，面积0.744km2，开采深度+2065+1780m。矿井与相邻煤矿矿界清楚。根据云南省工业和信息化

7、委员会关于切实抓好煤矿瓦斯防治工作的紧急通知（云工信煤行2011867号），云南省所有高瓦斯矿井、按照煤与瓦斯突出管理矿井、煤与瓦斯突出矿井立即停产整顿，凡瓦斯抽采设计、防突专项设计未取得省安监部门批复的，应建未建瓦斯抽采系统的，监测监控系统不能正常工作的，瓦斯抽采不达标的，一律不得恢复施工或生产；按照煤与瓦斯突出管理的矿井、煤与瓦斯突出矿井“两个四位一体”综合防突措施不落实的，一律不得恢复施工或生产。大沟属高瓦斯矿井，自2011年11月起停产至今。煤矿为恢复生产，煤矿特委托我院编制矿井瓦斯抽采工程初步设计。一、编制设计的依据1、设计委托书；2、采矿许可证（C53000020090911200

8、35300；3、安全生产许可证（滇）MK安许证字20050036号文）；4、煤炭生产许可证（编号：205303254086）；5、煤矿矿长资格证书；6、煤矿矿长安全工作资格证书；7、企业法人营业执照；8、煤矿生产能力核定证书；9、矿井瓦斯等级鉴定证书；10、煤尘爆炸性鉴定报告；11、煤的自燃倾向性鉴定报告；12、“瓦斯参数测定报告”瓦斯资料；13、曲靖市国土资源局关于矿产资源储量评审备案证明（曲国土储备字2009287号）。14、矿井井上、下实测资料。15、煤炭工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）、煤矿安全规程（2011年版）及规范文件。16、国家安全生产监督管理总局矿井瓦斯涌出量

9、预测方法（AQ1018-2006）；17、国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）；18、国家安全生产监督管理总局采空区瓦斯抽采监控技术规范（MT1035-2007）；19、中华人民共和国国家标准煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB504712008）；20、国家安全生产监督管理总局第19号令防治煤与瓦斯突出规定；21、国家安全生产监督管理总局关于印发的通知（安监总煤装2011163号）。二、设计的主要内容1、矿井瓦斯涌出量：投产时矿井最大相对瓦斯涌出量49.15m3/t，最大绝对瓦斯涌出量6.21m3/min。2、矿井瓦斯储量、可抽量矿井瓦斯储量5012.96万m3，

10、矿井瓦斯可抽量1012.56万m3。3、煤层瓦斯抽采难易程度：可以抽采。4、瓦斯抽采方法、抽采率、抽采浓度、抽采量预计经进行瓦斯抽采必要性分析，设计考虑对掘进工作面抽采、邻近层抽采及采空区抽采相结合的抽采方法。预计矿井瓦斯抽采率33%，低负压抽采浓度15%，高负压抽采浓度30%，矿井瓦斯抽采量2.04m3/min。5、瓦斯抽采设备设计考虑高、低负压各2台抽采设备，共4台抽采设备。（1）高负压抽采设备：抽采泵：设计选用2BEA-353-0型水环真空泵，电机功率90KW，数量2台，1台运行，1台备用。主管：选用28012.7mm聚乙烯管，沿风井敷设1趟。支管：选用2009.1mm聚乙烯管及1607

11、.3mm聚乙烯管。（2）低负压抽采设备：抽采泵：设计利用煤矿原有的2BE1253型水环真空泵，电机功率55KW，数量2台，1台运行，1台备用。主管：选用2209.1mm聚乙烯管，沿风井敷设1趟。支管：选用1105.0mm聚乙烯管。6、瓦斯抽采规模矿井抽采规模2.04m3/min，年抽采量107万m3。7、瓦斯抽采泵站的总平面布置设计在矿区南部距风井约86m处建设瓦斯抽采泵站，场地标高+2003m，瓦斯抽采泵站距主斜井146m，距副斜井131m，距最近建筑物140m。瓦斯抽放泵站由瓦斯泵房、配电室、值班室、工具房组成，面积165m3，泵房顶部设置天窗以利于通风，瓦斯抽采泵站建筑采用砖混材料，在泵

12、房周围20m设置围墙或栅栏。设计泵房低位水池建在泵房东侧，池底标高为+1998m，水池容量60m3。高位水池建在泵房西侧，池底标高+2010m，水池容量70m3。8、瓦斯抽采泵站的供电瓦斯抽采站供电采用双回路供电，供电电压为380V，双电源由地面低压配电室380V不同母线段引入瓦斯抽采站配电室。瓦斯抽采站设备容量298.2kW，工作容量为149.1kW。9、瓦斯抽采监测系统设计选用KJ90NA型矿井安全监测监控系统。三、设计的主要技术经济指标1、瓦斯抽采泵站占地面积：0.5亩2、抽采工程静态投资：1029.92万元（1）矿建工程（钻孔工程）：239.51万元（2）土建工程费：37.68万元（3

13、）设备及工器具购置：284.34万元（4）安装工程：269.42万元（5）工程建设其它费用：131.59万元（6）工程预备费：67.38万元四、存在问题及建议1、区内断层发育，构造对煤层瓦斯影响尚未查明，矿井开采过程中必须加强监测工作，准确掌握瓦斯变化规律，合理指导瓦斯抽采。2、因矿井开采煤层瓦斯参数部分指标超过临界值，本设计采取了预防性防突措施。建议业主委托有资质单位对矿井进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。如果有煤与瓦斯突出危险，必须委托有资质单位进行防突专项设计。3、煤矿井下安全避险“六大系统”必须按照煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定（安监总煤装201115号）、煤矿井下安全避险“六大系统”

14、建设完善基本规范（试行）（安监总煤装201133号）、国家安全监管总局国家煤矿安监局“关于煤矿井下紧急避险系统建设管理有关事项的通知”（安监总煤装201215号）认真组织实施，全面提升煤矿安全保障能力。4、设计依据的瓦斯参数为现生产水平（+1840m）的瓦斯参数，根据防治煤与瓦斯突出规定第18条的规定，在延深达到或超过50m或开拓新采区时，必须测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其他与突出危险性相关的参数，以利于矿井安全生产。图111 交 通 位 置 图大沟煤矿第一章 矿井概况第一节 井田概况一、交通位置富源县大沟煤矿位于富源县城南东135方向，平距约30km处，隶属富源县大河镇管辖。地理坐标：东经1

15、0423401042438，北纬253227253314。矿区有简易公路约30km通至320国道相连，矿区至富源城50km，距曲靖85km，交通较为方便。详见：交通位置图（图111）二、井田范围和煤炭储量1、井田范围矿区范围以9个拐点坐标圈定，南北长约0.623km，东西宽约1.195km，面积0.744km2，开采深度+2065+1780m。矿井与相邻煤矿矿界清楚。详见：矿区拐点坐标表（表111）。表111 矿区范围拐点坐标表拐 点编 号BJ54北京坐标XY矿12825960.0035440000.00矿22825795.0035439714.00矿32825844.0035439565.0

16、0矿42826600.0035439565.00矿52826600.0035440261.00矿62826400.0035440760.00矿72826059.0035440760.00矿82826006.0035440621.00矿92825960.0035440400.00矿区面积0.744km2开采深度+2065+1780m2、煤炭储量（1）参与计算煤层根据曲靖市国土资源厅评审备案（曲国土资储备字2009287号）的大沟煤矿资源/储量核实报告，结合目前生产矿井实际情况。对矿区范围内的M7、M9、M13、M15、M16、M19（St,d3%）等6个煤层进行了估算。（2）矿井保有资源/储量：

17、407.58万t（St,d3%）。（3）矿井工业资源/储量：328.89万t。（4）矿井设计可采储量：244.19万t。三、矿井设计生产能力和服务年限矿井设计可采储量244.19万t，按矿井核定生产能力6万t/a计算，矿井服务年限为27a，符合煤炭工业小型矿井设计规范（GB50215-2006）的规定。第二节 煤层赋存情况一、煤层赋存1、煤层含煤地层为二叠系上统龙潭组（P2l）及长兴组（P2c）。（1）二叠系上统长兴组（P2c）上至M1煤层顶界，下至M7煤层顶板，地层平均厚度89.88m，含煤710层，煤层总厚度4.89m，含煤系数为5.44%。含局部可采煤层1层，M3煤层。（2）二叠系上统龙

18、潭组第二段（P2l2）上至M7煤层顶板，下至M16煤层顶板，该段地层厚度平均71.30m，含煤9层，煤层总厚度9.60m，含煤系数13.46%。含可采煤层4层，即M7、M9、M13、M15煤层；局部可采煤层2层，即M8、M11煤层。其余均为不可采煤层。（3）二叠系上统龙潭组第一段（P2l1）上至M16煤层顶板,下至峨嵋山玄武岩组（P2）地层平均厚度约为72.10m,含煤912层,煤层总厚度7.17m,含煤系数9.94%。含可采煤层2层,即M16、M19煤层,局部可采煤层3层,即M21、M22、M24煤层。2、煤层对比该矿区煤层多，但可采煤层仅有6层。煤层对比主要运用煤层结构、煤层夹矸、煤层顶底

19、板岩性特征、煤层间距等标志进行综合对比。经矿山多年开采证实煤层对比可靠。对比可靠的有M5、M7、M9、M13、M15、M16、M19煤层，对比较可靠的有M3、M8、M11 、M24煤层。3、主要可采煤层M7煤层：位于龙潭组第二段（P2l2）顶部，煤层厚度1.402.30m，代表性结构为1.22(0.03)1.05m，为黑色块状、粉状半暗半亮型煤，属全区稳定可采煤层。夹矸为棕灰色细晶质高岭石泥岩。顶板为泥质粉砂岩夹似层状菱铁岩，底板为灰色泥质粉砂岩，伪底为0.18m泥岩。M9煤层：上距M7煤层26.76m，煤层厚度1.602.73m，代表性煤层结构为0.70(0.03)1.02m，为黑色粉状、鳞

20、片状、碎块状半亮型煤，夹矸为褐色高岭石泥岩，全区稳定可采煤层。顶板为厚3.46m灰色细砂岩夹多量似层状菱铁岩，伪底1.06m为灰色泥岩。M13煤层：上距M9煤层27.84m，煤层结构0.50(0.03)0.60m，为黑色粉状、鳞片状半暗半光亮型煤，夹矸为灰色泥岩，全区可采稳定煤层。顶板为灰色中厚层状粉砂岩，底板为灰色泥岩夹似层状菱铁矿。M15煤层：上距M13煤层9.28m,煤层厚度2.472.83m，煤层结构一般为1.24(0.03)1.55m，为黑色粉末，鳞片状半亮型煤，裂隙发育，易碎裂。煤层顶板为泥质粉砂岩，夹薄层状菱铁岩，底板为深灰色泥岩，遇水易碎裂。M16煤层：上距M15煤层6.83m

21、,煤层厚度1.641.37m，代表性煤层结构为0.67(0.03)0.79m，为黑色粉状、块状半暗半亮型煤，夹矸为泥岩,煤层顶板为灰褐色泥岩，底板为层状砂岩。 M19煤层：上至M16煤层12.67m，煤层厚度0.961.28m，代表性煤层结构0.47(0.04)0.63m为块状半暗半亮型煤，裂隙发育，易碎裂，煤层顶板为灰色中厚层状细砂岩，底板为中厚层状泥岩。详见：矿区主要可采煤层特征表（表121）。表121 矿区主要可采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）夹矸层数煤层间距（m）可靠性可采性稳定性顶 底 板 岩 性体重（t/m3）倾角（）顶 板底 板M71.8501可 靠全区可采稳 定泥质粉砂岩夹似

22、层状菱铁岩泥质粉砂岩1.420M92.17026.76可 靠全区可采稳 定细砂岩夹菱铁岩泥 岩1.35M131.130127.84较可靠全区可采稳 定粉砂岩泥岩夹菱铁矿1.45M152.65019.28可 靠全区可采较稳定泥质粉砂岩,夹薄层状菱铁岩泥 岩1.44M161.51016.83可 靠全区可采稳 定泥 岩砂 岩1.44M191.120112.67较可靠全区可采不稳定细砂岩砂 岩1.44二、煤质1、煤的宏观特性大沟煤矿区内煤层均为黑色、块状、鳞片状、粉状内生裂隙发育，断口呈不规则状、贝壳状，较坚硬。煤岩类型为半暗半光亮型煤。镜下鉴定结果，煤岩成份以半亮煤为主，暗煤次之，夹有镜煤及丝炭条带

23、，矿物杂质以石英、粘土为主、黄铁矿、方解石次之。2、煤的变质阶段煤层油浸镜煤最大反射率（Rmax）为0.691.30%，平均1.10%，煤的变质阶段为。部分煤层虽未作镜煤最大反射率测定，但结合煤的化学分析资料，精煤Vdaf25.3939.10%，GR.J7994，y值1726.5mm，可以推断，其变质程度为-，均属中变质程度的1/3JMJM类。3、煤质特征（1）元素含量各煤层中碳、氢、氧、氮等元素的含量变化不明显。碳（Cdaf）含量：88.2087.23%，氢（Hdaf）含量：5.195.46%，氧（Odaf）含量：5.466.53%，氮（Ndaf）：1.541.59%。（2）灰分（Ad）M7

24、、M9、M13、M15、M16、M19煤层原煤灰分均在6.0525.35%，属中灰分煤层，洗煤灰分均在3.9520.34%。（3）全硫（St.d）M7、M9、M13、M15煤层原煤全硫含量0.181.54%，平均0.33%,洗煤0.180.81%,属特低-低硫煤；M16煤层原煤全硫含量0.183.33%,平均在1.27%,属低硫煤；M19煤层原煤含硫量0.873.72,平均在2.34%,属中硫煤。主要由无机硫、硫化物为主，均属低硫煤层。（4）发热量M7、M9、M13、M15、M16、M19煤层原煤Qb.ad(MJ/kg)均在20.5829.70之间；Qb.daf（MJ/kg）在35.1235.

25、86之间,属高发热量煤。（5）煤类M7、M9煤层均属1/3焦煤（1/3JM）。M13、M16、M19煤层为焦煤JM25。详见：矿区主要可采煤层煤质特征表（表122）。表122矿区主要可采煤层煤质特征表煤层编号洗选情况煤样点数工 业 分 析精煤回收率(%)粘结指数Y(mm)煤类(数码)发热量有 害 元 素（%）Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)Fcad(%)焦渣特征Qr,ad(MJ/kg)Qr,daf(MJ/kg)St,dP,dAs,dSo,dPdCl,dAs,dM7原280.9121.6931.6853.1461/3JM27.435.120.170.0400.150.0130.0230.00

26、02精0.8311.8330.9760.29742.79220-353236.010.20.0300.170.0110.0001M9原220.8617.3430.5457.371/3JM29.735.860.180.080.010.140.020.0290.0001精0.669.9530.5161.92750.499320-3532.4836.280.180.0300.150.0110M13原110.922.0328.2455.356JM27.2635.470.290.190.020.130.0130.0150.0001精0.6718.227.8563.51733.969220-3532.21

27、36.320.320.190.010.190.0080.0001M15原70.9815.3724.457.216JM28.9235.650.410.0380.960.016精60.837.8823.7366.13743.4793.219.76-2533.1636.290.330.030M16原50.8425.5124.4856.726JM26.0835.491.270.0130.80.006精50.74.11.3924.2764.38750.3393.717.6-2531.9636.330.590.0030.1M19原70.7611.2422.8259.326JM28.2135.312.140

28、.0260.013精60.6810.1523.3463.71749.119116.8-2532.1836.051.680.012第三节 地质构造情况矿区位于杨梅山小达村南北向断层与北西向次级断层夹持的三角断块中，矿区内断裂构造较发育，在矿区内发现断层5条,即F1、F2、F3、F4、F5，其中F1、F2、F3为正断层，F4、F5为逆断层。F1正断层：位于矿区中部，区内走向长度大于840m，断层走向北北东，倾向北西，倾角70，断距110m，在地表断层下盘M7煤层与断层上盘（T1k）中下部地层呈断层接触。F2正断层：位于矿区中部，区内走向长度大于640m，南北向贯穿整个矿区，断层走向近似南北向，倾向

29、西，倾角76，落差40m左右。F3正断层：位于矿区中东部分，断层走向北北东，倾向北西，倾角65，断层落差15m，区内走向长度大于600m，南端被F4走向逆断层所切断，并有一定位移。F4逆断层：位于矿区东南部，断层走向近似东西向，倾向北，倾角48，断层落差20m，在地表M7下部地层重复约20m，将F3、F5断层切割并发生位移,对M13煤层影响较大。F5逆断层：位于矿区东部，断层走向近似南北向，倾向西，倾角46，断层落差8m，断层影响深度P2c至M13煤层，往下逐渐变小。综上所述，矿区区构造复杂程度属中等类型。第四节 矿井开拓与开采一、矿井开发史大沟煤矿始建于1972年，已办矿40年，属证件和开采

30、手续齐全的生产矿井。二、生产矿井现状1、开拓开采及井筒情况矿井为斜井开拓，井筒数目3条，即主斜井、副斜井、风井，3条井筒均位于矿区西北部。主斜井井口标高+1968m，净断面4.4m2，矿工钢梯形断面支护；副斜井井口标高+1963m，净断面4.4m2，矿工钢梯形断面支护；风井井口标高+1998m，净断面4.4m2，矿工钢梯形断面支护。主斜井装备了一台绞车担负矿井的原煤提升任务，兼做进风井；副斜井装备了一台绞车担负矿井的辅助提升任务，兼做进风井；风井担负矿井的回风任务。矿井通风方式为中央并列式，通风系统为主、副斜井进风，风井回风。主斜井以倾角25入井方位4掘至+1840m水平标高，在+1840m水

31、平落平后开掘+1850m水平运输石门、+1840m水平运输大巷至矿区东部一、二采区，然后布置+1840m水平采区运输石门至各煤层。副斜井以倾角20入井方位25掘至+1840m水平标高，在+1840m水平落平后开掘+1840m水平运输石门与主斜井联通，然后开掘+1840m水平运输大巷至矿区东部一、二采区，然后布置+1840m水平采区运输石门至各煤层。风井以倾角18入井方位90掘至+1925m水平标高，布置+1925m水平回风石门掘至各煤层，+1925m水平回风石门、+1840m水平运输石门之间通过煤层上山联通。采区内采用走向长壁式采煤方法布置工作面回采，采煤工艺为打眼放炮落煤，单体液压支柱配备铰

32、接顶梁支护顶板，全部陷落法管理顶板。2、区内煤层开采情况煤矿自建井以来主要集中开拓开采+1840m水平C13以上的各煤层，目前矿区东部+1840m水平一采区C13以上煤层已采完，矿区东部+1840m水平C9以上煤层已采完，矿区西部各煤层还未开采。3、现有主要通风及瓦斯抽采设备情况（1）矿井主通风机设备主通风机：FBCDZ-6-N011型防爆轴流式通风机2台，配用电机功率：452KW。（2）矿井监测监控设备：KJ90NA型安全监测监控系统1套。（3）矿井瓦斯抽采设备：2BEA-303型瓦斯抽采泵2台，配用电机功率：55KW。2005mm无缝钢管200m，1504.5mm无缝钢管600m。第五节

33、矿井开采技术条件一、矿井水文地质条件矿区最高点在矿区北东部，海拔标高+2141.1m。最低点在矿区南部冲沟，海拔标高+1951.3m，相对高差189.3m，一般海拔标高在+1970m+2000m，总体地形北东部高、南西部低。区内地形高差较大, 切割较深，起伏不平，沟谷发育，有利于地表迳流排泄;地下水接受大气降水，补给条件差。1、地表水体矿区内无大的地表水体，仅在矿区中南部焦煤场及井口往南有一季节性小溪，对矿山煤层开采影响不大。2、地层含隔水层划分（1）第四系（Q）孔隙强含水层由坡积物、残积物、冲积物和耕植土所组成，多为岩块、砂、砾和粘土堆积，零星分布于沟谷、凹地及大沟煤矿炼焦场地，厚度010m

34、。透水性好，旱季干枯，有季节性泉点出露，泉流量较小，对深部矿井充水无直接影响。（2）飞仙关组第一段（T1f1）隔水层岩性主要由泥岩、粉砂质泥岩及少量薄层状粉砂岩组成，该段地层矿区西部大面积分布，出露地层厚度90m，岩石裂隙不发育，节理不发育，属隔水性良好地层。对矿井充水无直接影响。 （3）三叠系下统卡以头组（T1k）裂隙弱含水层主要出露在矿区中部及北部部分地区，地层厚度70120m,一般90m，岩性为灰黄色、黄绿色泥质粉砂岩、粉砂岩，顶部为细粒砂岩，浅部风化裂隙较发育，地表泉点流量0.0080.047l/s，随深度增加风化裂隙减少，含水性相对较弱，对矿井充水有间接的影响。（4）二叠系上统长兴组

35、、龙潭组（P2c+ P2l）裂隙弱含水层主要出露在矿区南部，岩性由粉砂岩，泥质粉砂岩，泥岩，少量细砂岩，似层状菱铁岩及煤层组成。出露地层厚度161.18m，浅部风化裂隙较发育，露头区接受大气降水的补给，以风化壳中下降泉就近排泄，泉点流量0.0140.45l/s，该层为矿坑充水的直接含水层。3、断层的导水性和富水性矿区内断裂构造相对复杂，在矿区中部以东共发现5条断层，其中近似南北向的有F1、F2、F3，均为正断层；近似东西向的有F5逆断层，F4为走向逆断层。断层破碎带较宽，岩石破碎，断层的富水性和导水性略大于断层两盘岩层，因此，断层对矿山煤层开采有较大的影响。4、老窑积水在矿区南部的浅部煤层，开

36、采历史悠久，老窑、废窑较多，采煤深度从几米至几十米，内存有大量老窑积水，对矿井威胁较大，因此矿井在开采中应特别注意防范老窑积水。5、生产矿井水文地质情况综上所述，矿区水文地质条件属以裂隙含水层直接充水为主的中等类型。预计矿井正常涌水量30m3/h，最大涌水量50m3/h。二、矿井工程地质条件区内含煤地层赋存于松散岩组、软弱岩组和软弱半坚硬岩组中。岩石力学强度不均，软硬相间，风化作用较强，节理发育，煤层直接顶板以泥岩、粉砂岩、粉砂质泥岩为主，岩石稳定性差，开采过程中易冒顶、垮塌、片帮及变形等工程地质问题。断层破碎带岩石力学强度低，底板多为泥岩，吸水易膨胀，岩层松软。矿区工程地质条件属以层状岩类为

37、主的中等类型。三、矿井瓦斯等级、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性；矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性（一）瓦斯（或二氧化碳）1、矿井瓦斯资料来源（1）矿井瓦斯等级鉴定报告根据云南省煤炭工业局近几年对大沟煤矿所做的瓦斯等级鉴定结果，该矿井属高瓦斯矿井。详见：矿井近几年瓦斯等级鉴定结果表（表151）。表151 矿井近几年瓦斯等级鉴定结果表 年 度涌出量2007200820092010最大相对瓦斯涌出量（m3/t）11.3523.7032.5628.28最大绝对瓦斯涌出量（m3/min）1.052.303.123.37最大相对二氧化碳涌出量（m3/t）6.7823.2319.937.72最大绝对二氧

38、化碳涌（m3/min）0.631.991.910.92登记生产能力（万t/a）5666（2）瓦斯参数测定报告根据中国矿业大学提交的富源县大河镇大沟煤矿煤层瓦斯参数测定报告，测定结果详见：矿井主要可采煤层瓦斯参数测定结果汇总表（表152）表152 矿井主要可采煤层瓦斯参数测定结果汇总表序号名 称M7M9M13M151瓦斯压力(Mpa)0.560.650.670.692煤体坚固性系数f0.410.450.480.503瓦斯放散初速度p8.518.649.7511.154煤的破坏类型5吸附常数a(m3/t)16.5617.4815.4614.906吸附常数b( Mpa-1)0.980.991.031

39、.027孔隙率（%）3.905.224.824.688真密度(T/ m3)1.281.231.351.369视密度(T/ m3)1.231.171.291.3010分析基水分/Mad(%)0.910.950.900.9611分析基灰分/Aad(%)13.524.8512.149.8912分析基挥发分/Vad(%)18.9118.7917.516.4313分析基固定碳FCad(%)71.4575.4169.4676.5814钻孔瓦斯流量衰减系数 (d-1)0.0280.0340.0410.04215煤层透气性系数（m2/ MPa2d）0.410.370.330.3016瓦斯含量(m3/t)5.6

40、27.226.226.162、矿井瓦斯含量分析及选取设计分析认为，“瓦斯参数测定报告”为现场实测资料，布置的测点、操作程序均符合相关规定、规范及标准，能真实反映矿井的瓦斯赋存状况。因此，设计取“瓦斯参数测定报告”作为设计依据。详见：矿区主要可采煤层原煤瓦斯含量表（表153）表153 矿区主要可采煤层原煤瓦斯含量表煤层测点标高原煤瓦斯含量（m3/t）编号（m）采用修正系数修正后M718405.621.47.87M918407.221.410.11M1318406.221.48.71M1518406.161.48.62M1618406.161.48.62M1918406.161.48.62注：设计

41、分析认为，在钻孔封孔以及煤样收集过程中，由于人工操作而存在一定的误差，可能造成钻孔封孔效果不佳或漏气。因此，设计考虑采用1.4的修正系数。3、矿井瓦斯等级预测根据第二章第二节矿井瓦斯涌出量预测结果，本矿井属高瓦斯矿井。（二）煤的自燃倾向性根据江西煤矿矿用安全产品检验中心于2005年9月对该矿C7煤层自燃倾向性鉴定资料，该煤样属容易自燃。设计按该区煤层属容易自燃煤层进行设计。建议煤矿业主尽快取其它煤层样进行煤的自燃倾向性鉴定工作，以指导矿井的安全生产。（三）煤尘爆炸性根据江西煤矿矿用安全产品检验中心于2005年9月对该矿C7煤层煤尘爆炸性鉴定资料，该煤样煤尘有爆炸性。设计按该区煤层有爆炸性进行设

42、计。建议煤矿业主尽快取其它煤层样进行煤尘爆炸性鉴定工作，以指导矿井的安全生产。（四）矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性1、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性的判定依据（1）根据矿井实际发生的瓦斯动力现象判定（2）根据抛出煤炭的吨煤瓦斯涌出量判定抛出煤的吨煤瓦斯涌出量大于（或等于）30m3/t或为本区域煤层瓦斯含量的2倍以上的瓦斯动力现象。（3）根据煤层突出危险性指标判定对按照上述规则还不能判定性质的瓦斯动力现象，应根据测定的煤层突出危险性指标或典型突出预兆，进行综合分析，作出最后鉴定结论。2、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性分析（1）矿井未发生过煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突

43、出动力现象。（2）根据煤与瓦斯突出矿井鉴定规范（AQ10242006）关于煤与瓦斯突出矿井（或煤层）的判断规则，只有全部指标达到或超过临界值时，方可将该煤层定为突出煤层，矿井定为突出矿井。根据中国矿业大学提交的富源县大河镇大沟煤矿煤层瓦斯参数测定报告，本次测定的M7、M9、M13、M15煤层瓦斯压力及M7、M9、M13煤层瓦斯放散初速度未达到突出指标要求。根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局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号文）的要求，M7、M9、M13、M15煤层煤体坚固性系数、煤的破坏类型均在突出指标范围内，建议业主委托有资质单位对矿井进行煤与瓦斯突出危险

44、性鉴定。如果有煤与瓦斯突出危险，必须委托有资质单位进行防突专项设计。3、本设计采取了预防性防突措施。四、环境地质条件1、滑坡及地震区域内历史上未出现大的破坏性地震，该区地震基本烈度为七度。区内未发生过滑坡、泥石流、塌陷等地质灾害，但是随着采矿活动的进行及扩大，矿井排放的污水、矸石堆放受雨水淋漓后将会加速地表的水土流失，矿区在开采利用煤炭资源的同时，应注意加强环保意识，综合治理，最大限度地减少开采活动对地质环境的影响。2、地温：该区为地温正常区。3、采矿工程对地质环境的影响主要表现为废水、废渣以及地表塌陷对环境的影响。总体上区内无破坏性地震灾害、无大的滑坡、泥石流危害，以往私挖乱采已得治理，地表

45、已大部分复耕，无大的污染源，无热害，地表水质与地下水水质较好，无其它环境地质隐患，因此该区环境地质条件为中等类型。第二章 瓦斯抽采设计参数第一节 煤层瓦斯基本参数根据中国矿业大学提交的富源县大河镇大沟煤矿煤层瓦斯参数测定报告，测定结果详见：矿井主要可采煤层瓦斯参数测定结果汇总表（表153）第二节 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量包括可采煤层、不可采煤层以及围岩中所赋存的瓦斯，其计算公式如下：式中：W矿井瓦斯储量，万m3；W1矿井可采煤层的瓦斯储量，万m3；W2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，万m3；根据矿区煤层综合柱状图分析，不可采煤层的瓦斯储量占可采煤层的瓦斯储量的28%。W

46、3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，万m3； A1i矿井可采煤层i的资源量，万t；X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；A1i矿井可采煤层i的资源量，万t；X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量，万t；X2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；K围岩瓦斯储量系数，可取0.050.20，设计取0.1。详见：矿井瓦斯储量计算表（表221）从表中可以看出矿井瓦斯储量5012.96万m3。第三节 瓦斯可抽量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式如下：式中：Wc可抽瓦斯量，万m

47、3；W矿井瓦斯储量，万m3；K可抽系数；K1瓦斯涌出程度系数；K2负压抽采时的抽采作用系数，取1.2；K3矿井瓦斯抽采率，%，矿井属于可以抽采类型，根据国内其他类似矿井经验并采取措施，取30。K4煤层瓦斯排放率。取0.8。Wo煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc运到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；从计算结果看，矿井瓦斯可抽量1012.56万m3。详见：矿井瓦斯可抽量预测结果（表231）表221 矿井瓦斯储量计算表煤 层编 号可采煤层的瓦斯储量W1不可采煤层的瓦斯储量W2（万m3）围岩瓦斯储量W2（万m3）矿井瓦斯储量W3（万m3）原煤瓦斯含量（m3/t）资源量A1i（万t）瓦斯储量W1（万m3）M

48、77.87 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 M910.11 29.31 296.27 82.95 37.92 417.14 M138.71 22.33 194.45 54.45 24.89 273.79 M158.62 185.30 1598.03 447.45 204.55 2250.02 M168.62 97.92 844.46 236.45 108.09 1189.00 M198.62 72.72 627.14 175.60 80.27 883.01 合 计407.58 3560.34 996.90 455.72 5012.96 表231 矿井瓦斯可抽量预测结果表煤层瓦

49、斯含量W0（m3/t)残存瓦斯含量WC(m3/t)K4K1K2K3(%)K瓦斯储量W (万m3)瓦斯可抽量Wc(万m3)M77.87 3.21 0.80 0.47 1.2300.17 0.00 0.00 M910.11 2.13 0.80 0.63 1.2300.23 417.14 94.86 M138.71 3.49 0.80 0.48 1.2300.17 273.79 47.28 M158.62 2.34 0.80 0.58 1.2300.21 2250.02 472.01 M168.62 2.06 0.80 0.61 1.2300.22 1189.00 260.55 M198.62 3.

50、95 0.80 0.43 1.2300.16 883.01 137.86 合计5012.96 1012.56 第四节 矿井瓦斯涌出量预测一、矿井瓦斯涌出来源矿井瓦斯涌出量主要由采煤、掘进和采空区3部分构成。二、矿井瓦斯涌出量预测设计根据我国安全生产行业标准矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）的规定，按分源法计算矿井瓦斯涌出量。（一）矿山统计法1、按矿井瓦斯等级鉴定资料如前所述，因矿井近几年来都在改扩建建设过程中，未能设计生产能力状态下的矿井瓦斯涌出情况，因此，设计仅作为参考。（二）分源法1、计算依据（1）结合“瓦斯参数测定报告”作为设计依据，按分源法计算矿井瓦斯涌出量。（2）设计考

51、虑一个采煤工作面两个掘进工作面满足6万t/a设计生产能力。矿井年产量6万t，日产量182t，采煤工作面日产量164t，掘进工作面日产量18t。（3）矿井主要可采煤层相关参数参照中华人民共和国煤炭行业标准煤层气测定方法(解吸法)（MT/T 77-94），煤层瓦斯样品可燃基瓦斯含量按下式换算为原煤瓦斯含量：式中：W0煤层原煤瓦斯含量，m3/t；Wdaf煤层可燃基瓦斯含量，m3/t.r；Mad煤样空气干燥基水分，%；Aad煤样空气干燥基灰分，%；详见：矿井主要可采煤层相关参数表（表241）表241 矿井主要可采煤层相关参数表煤层编号煤层厚度(m)水分灰分挥发份原煤瓦斯含量（m3/t）原煤残存瓦斯含量

52、（m3/t）纯煤瓦斯含量（m3/t）纯煤残存瓦斯含量（m3/t.r）M71.850.9121.6931.687.873.2110.174.14M92.170.8617.3430.5410.112.1312.362.60M131.130.9022.0328.248.713.4911.304.52M152.650.9815.3724.408.622.3410.312.80M161.510.8425.5124.488.622.0611.712.80M191.120.7611.2422.828.623.959.804.492、矿井瓦斯涌出量计算（1）采煤工作面瓦斯涌出量采煤工作面相对瓦斯涌出量式中：q

53、采采煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。a、开采层相对瓦斯涌出量q1按下式计算：K1围岩瓦斯涌出系数，K1取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；C丢煤率，%，薄煤层取3，中厚煤层取5；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；K3=(L-2h)/LL工作面长度，m ； h掘进预排宽度，m ，焦煤类取14.2； 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运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t；Wc参照我国安全生产行业标准矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006

54、）附录C选取。开采层相对瓦斯涌出量q1计算结果详见表242。b、邻近层相对瓦斯涌出量q2按下式计算：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，%；hi第i邻近层与开采层垂直距离，m。hp受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。参照我国安全生产行业标准矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）附录D的规定，矿井开采煤层为缓倾斜煤层，上邻近层取100m，下邻近层取50m。设计自上而下开采，邻近层主要表现为下邻近层。W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；邻近层相对瓦斯涌

55、出量q2计算结果详见表243。采煤工作面绝对瓦斯涌出量式中：q绝采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q采采煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； A采采煤工作面平均日产量，取182t；经计算，开采层采煤工作面瓦斯涌出量详见：开采层采煤工作面瓦斯涌出量计算结果表（表 244）表242 开采层相对瓦斯涌出量计算结果表开采煤层K1CK2hK3工作面长度L(m)开采层厚度m(m)工作面采高M(m)煤层原始瓦斯含量W0(m3/t)原煤残存瓦斯含量Wc(m3/t)开采层相对瓦斯涌出量Q1(m3/t)M71.351.05 14.20.65 801.85 1.857.87 3.21 4.12 M91.351.05 14.20.65 802.17 2.1710.11 2.13 7.04 M131.331.03 14.20.65 801.13 1.138.71 3.49 4.51 M151.351.05 14.20.65 802.65 2.658.62 2.34 5.54 M161.351.05 14.20.65