煤矿瓦斯抽放设计说明书

XX煤化有限责任公司矿井瓦斯抽采工程初步设计说明书（修订版）煤炭科学研究总院XX研究院目录前言1第一章矿井概况4第一节井田概况4第二节煤层赋存情况9第三节地质构造情况13第四节矿井开拓与开采15第五节矿井通风情况16第六节矿井瓦斯涌出情况17第七节现瓦斯抽采站概况17第二章瓦斯储量及可抽量预测19第一节煤层瓦斯基本参数19第二节矿井瓦斯储量21第三节可抽瓦斯量概算22第四节瓦斯抽采规模及服务年限23第三章矿井瓦斯涌出量预测28第一节工作面瓦斯涌出预测28第二节采区瓦斯涌出量33第三节矿井瓦斯涌出量34第四节抽采后瓦斯涌出量35第四章矿井抽采瓦斯必要性和可行性分析37第一节矿井抽采瓦斯的必要性37第二节瓦斯抽采的可行性38第五章抽采方法设计40第一节瓦斯来源分析40第二节抽采瓦斯方法选择40第三节抽采参数的确定45第四节抽采钻孔布置及施工46第五节抽采施工钻机选型48第六章瓦斯抽采系统计算及设备选型50第一节抽采管路系统的选择及计算50第二节抽采设备选型计算58第七章工程建设分步实施及建设工期63第一节工程建设分步实施63第二节建设工期64第八章瓦斯抽采安全措施66第九章瓦斯利用系统设计69第十章地面工程70第一节抽采站工业场地总平面布置70第二节抽采站建筑72第三节设备安装及管网布置76第四节给水（含水软化处理）排水76第五节采暖、供热与通风81第十一章供电及通讯83第一节抽采站供、配电及照明83第二节通讯84第十二章瓦斯抽采监测及控制86第一节抽采监测设计内容86第二节抽采监测系统设计总体方案86第三节抽采监测系统设计87第十三章环境保护91第一节抽采瓦斯工程对环境的影响91第二节污染防治措施91第三节抽采站绿化92第十四章抽采瓦斯组织管理93第一节组织管理93第二节瓦斯抽采组织机构管理93第三节抽采钻场管理94第四节安全管理96第五节抽采过程中撤、装管路时的管理97第六节报表管理97第七节瓦斯抽采管路管理100第八节主要安全技术措施100第十五章技术经济102第一节劳动定员102第二节投资概算及资金筹措102前言山西XXX煤化有限责任公司矿井（以下简称XX煤矿）设计主要开采89、15煤层，设计生产能力为09MT/A,为高瓦斯矿井，目前正在进行矿井机械化采煤升级改造，改造完成后设计生产能力为18MT/A。该矿89号煤层生产时瓦斯涌出量很大，2005年3月由山西国辰建设工程勘察设计有限公司、阳煤集团技术中心通风与瓦斯研究所联合进行了该矿地面瓦斯抽采系统的设计，其设计主要技术指标如下矿井生产能力09MT/A，设计抽采能力2662M3/MIN，水环式真空泵型号为CBF4102BV3,电机功率为160KW，抽采主管D3776MM螺旋焊缝钢管，预抽和采空区采用一套系统混合抽采。随着采掘规模的扩大以及采掘的延伸，矿井绝对瓦斯涌出量也随之增加，矿井达产18MT/A时，现有的瓦斯抽采系统将远远不能满足矿井瓦斯抽采工艺技术及瓦斯抽采量的要求。为了保证矿井安全生产，并为矿井尽快达产创造有利条件，XX煤化有限责任公司决定对现矿井瓦斯抽采系统进行改扩建，并于2007年10月委托煤炭科学研究总院XX研究院进行矿井瓦斯抽采系统的设计。2007年12月煤炭科学研究总院XX研究院向XX煤矿提交了XXX煤化有限责任公司矿井瓦斯抽采工程初步设计说明书。2008年7月27日，山西省煤炭工业局组织有关专家对该瓦斯抽采工程初步设计进行了技术审查。根据山西省煤炭工业局制定的瓦斯抽放工程设计编制提纲，专家审查认为设计符合矿井抽放瓦斯工程设计规范及国家有关规定，但存在以下问题及建议1、补充矿井、工作面瓦斯抽采指标设计及验算内容。2、补充抽采泵选型曲线及工况点位置资料。3、进一步优化、细化采煤工作面瓦斯抽采工艺设计内容。煤炭科学研究总院XX研究院根据专家提出的问题及建议进行了相应的修改设计，并进一步完善了原初步设计。XX煤矿目前未做煤与瓦斯突出鉴定，同时该矿提交的各种资料说明该矿目前尚未发生过煤与瓦斯突出动力现象，本次设计按高瓦斯矿井进行瓦斯抽采系统设计，今后若矿井发生煤与瓦斯突出动力现象，经鉴定为煤与瓦斯突出矿井后，应修改本设计。一、编制设计的依据1、原煤炭工业部矿井抽放瓦斯工程设计规范（MT9501896）（1997）。2、原煤炭工业部矿井瓦斯抽放管理规范（1997）。3、国家安全生产监督管理总局煤矿安全规程（2006）。4、国家安全生产监督管理总局矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）。5、国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）。6、国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）。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、山西省煤炭工业局瓦斯抽放工程设计编制提纲（晋煤安发2008313号）。9、XX煤矿煤层瓦斯赋存规律及瓦斯抽放优化研究项目阶段报告（以下简称瓦斯赋存规律阶段报告）。10、XXX煤化有限责任公司矿井扩建可行性研究报告（以下简称扩建可行性研究报告）11、山西省XXX煤化有限责任公司生产矿井地质报告。12、XX煤矿提供的其它设计资料和基础数据。二、设计的主要技术经济指标1矿井9号煤层平均瓦斯含量1340M3/T；残存瓦斯含量31M3/T；钻孔瓦斯流量衰减系数018D1；煤层透气性系数0082M2/MPA2D；瓦斯放散初速度720矿井15号煤层平均瓦斯含量1000M3/T；残存瓦斯含量34M3/T；瓦斯放散初速度5942设计瓦斯抽采量75M3/MIN纯瓦斯其中设计初期抽采瓦斯量45M3/MIN，二期抽采瓦斯量30M3/MIN；3矿井瓦斯抽采率554瓦斯抽采站占地面积06HA；5抽采工程投资（初期）249240万元其中建筑工程22397万元设备购置费43245万元安装工程141869万元工程建设其他费用25423万元工程预备费16305万元6抽采系统服务年限60年。第一章矿井概况第一节井田概况一、位置与交通XX煤矿矿区位于县城西北22KM处，行政区划隶属晋中市。该矿有铁路专用线可从井口直达县城车站，而且井口有货台，铁路全长21KM。石（家庄）太（原）公路从井田中部通过，沥清路面，每日班车数趟。县内各乡村之间均有简易公路，交通极为方便。二、地形地貌井田位于阳泉构造堆积盆地的西北部，属黄土丘陵地貌，梁、峁比较发育，且平坦，沟谷多呈“U”字形，仅东南、西南部有小面积基岩出露，为上石盒子组地层。地势东高西低，最高点在东南部的架梁三角点附近，标高12971M，最低点为西南边界的白马河谷，标高1105M，最大高差1921M，相对高差多在40100M之间。三、水源、电源及通信矿井主井口东北11KM处有一眼深井，日供水量700M3，水质呈中性，且悬浮物浓度小于150MG/L，悬浮物直径小于03MM，符合矿区用水水质标准。该矿现有供水方式为深井水加压送至高位水池，利用静压供各用水点用水。供水系统中，深井泵为两台3水泵，一台工作，一台备用。工业广场高山水池位于副井口南部102M处，池底标高1100M，水池容积700M3。生活区用水管路及工业广场地面供水管路采用水煤气钢管和聚乙烯管，枝状布置，均为埋地敷设，管顶埋深11M。矿井两回35KV电源主供电源引自白家庄220KV变电站，备用电源（带电备用）引自XX35KV变电站。白家庄220KV变电站为本地区的枢纽站，现安装120MVA主变压器一台及150MVA主变压器一台，四回220KV电源线路；XX35KV变电站主变压器容量28MVA，35KV电源一回引自白家庄220KV变电站，导线LGJ150，输电距离117KM，另一回引自平头110KV变电站，导线LGJ185，输电距离4KM，目前最大负荷约8000KW。矿井供电电源可靠。矿井现装备有一台HJD256型，容量为256门可扩充至1024门的地面行政电话总机，一台JSY2000D型，容量为128门可扩充至256门的井下调度总机，另外网通公司在公司内安装有2000门的电话总机基站，井下调度总机配有调度台，可实现通话跟踪、强拆、各方通话等功能。矿井对外、井上下通讯畅通。四、井田范围和煤炭储量矿区东西宽45KM，南北长3747KM，形似玻璃罐头瓶，面积为190015KM2。根据山西省XXX煤化有限责任公司生产矿井地质报告，井田共探明资源/储量26402万T，其中采空区储量为845万T，具体各煤层储量见表112。根据煤炭工业石家庄设计研究院对该矿改扩建成18MT/A的设计，矿井设计资源/储量减去工业场地煤柱、风井煤柱、大巷及采区上（下）山煤柱及开采损失后，得出矿井设计可采储量为14757万T，井田批准开采6、8、9、11、15、15下层煤，其中主采煤层为9、15煤层。表112各煤层煤炭储量表能利用储量（万T）保安煤柱储量（万T）煤层号A111BB121BC122BA2M21B2S21C2S22采空区储量万T暂不能利用储量332小计6102528191243124484666368955979135861004619235056747916411277764283307112615158471706851496941271931060215下5261565115253314592003669总计34681511245532941360416119984526402五、矿井设计生产能力和服务年限矿井可采储量14757MT，设计生产能力将由09MT/A改扩建成180MT/A，矿井服务年限为586A。六、地表塌陷情况根据XX煤矿对地表塌陷情况的监测，地表下沉各参数如下（1）15煤煤厚36M；9煤煤厚4M左右，倾角612。（2）岩移塌陷角走向73左右。（3）地表下沉率为采高的60左右。（4）地表稳定期为152年。第二节煤层赋存情况井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，共含煤19，自上而下编号为1、2、3、4、5、6、7、8、9、10、11、12、13、13下、15、15下、16、17。含煤地层总厚16782M，煤层总厚1810M，含煤系数为108。可采煤层有6、8、9、11、15、15下6层，可采煤层总厚1372M，可采含煤系数82。6、9煤以瘦煤、贫煤为主，少量焦煤；8煤为瘦煤、贫瘦煤；11号煤以贫瘦为主，次为瘦煤；15煤以贫瘦煤为主，次为贫煤；15下煤为贫煤、贫瘦煤。1、可采煤层（1）6煤位于山西组底部，上距K8砂岩约45M，下距K7砂岩（第三砂岩）3M左右。井田内39号孔以北小范围被剥蚀，P16、103号两孔尖灭。井田内大面积不可采，煤层厚度0137M，平均095M。可采区分布于东部，面积约10KM2，可采煤厚08137M，平均114M。可采区内厚度变化不大，最厚点为307号孔，厚137M，结构简单，有时含一层泥岩夹矸。顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为粉砂岩或细粒砂岩。底板为砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩。本煤层属局部可采的不稳定煤层。北部和西北部为采空破坏区和采空区，南部有大量不可采区。（2）8煤位于太原组顶部，K7砂岩下7M左右，下距9煤0952M，平均384M，东部大面积与9煤合并，称89煤，西部有一片不规则状分布区。煤厚0173M，平均109M，107号孔尖灭。可采区零星分布，可采面积约36KM2。可采煤厚10173M，平均129M。结构简单，以其明显的高灰分有别于其他煤层。顶板为泥岩，局部为炭质泥岩。底板为粉砂岩或细粒砂岩。本层属局部可采的不稳定煤层。本煤层在与9号煤层合并区附近少量采空，属局部可采煤层。（3）9煤位于太原组上部，K5砂岩（第一砂岩）上3M左右，局部直接覆于K5之上。东部大面积与8煤合并，称89煤，西部为8、9煤的分叉区。该煤层层位稳定，全井田可采。煤厚13669M，平均489M。一般厚度大于35M。西部分叉区由南往北煤层由薄渐厚，规律明显，最厚处约65M。东部合并区的西部由北往南，煤层渐薄，合并区东部112号孔最薄，厚302M，往南北两测,煤层渐厚，最厚点为39号孔，达669M。结构中等，含夹矸04层，一般12层，岩性为泥岩或炭质泥岩，夹矸厚008062M。含一层夹矸时，一般下分层厚度略大于上分层厚度。顶板为泥岩、砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩。底板为细、中粒砂岩，局部为砂质泥岩或粉砂岩。本煤层属全井田稳定可采煤层。在井田东北部已大量开采，为主要开采煤层。（4）11煤位于太原组中上部，K4石灰岩为其直接顶板，煤厚041135M，平均092M。可采区主要分布于东部，可采面积约12KM2，占全井田面积近2/3。可采厚度080135M，平均1M，厚度变化不大。最厚点为112号孔，厚135M。以103、112、14、P26号等4孔连线的中心较厚，向四周厚度递减。结构简单，含夹矸01层，夹矸厚度005052M，一般夹矸厚度小于煤分层厚度，P26、112号孔夹矸厚度大于下分层厚度。底板为细粒砂岩，局部为砂质泥岩。本煤层属大部可采的较稳定煤层。本煤层在井田内尚未开采。（5）15煤位于太原组下部，大部分地段K2下石灰岩为其直接顶板，局部顶板为泥岩。煤厚3555M，平均435M。最厚点为14号孔，厚5M，往东本两测稍薄，井田内厚度变化不大，稳定可采。结构中等，含夹矸03层，夹矸厚度00408M，一般小于02M，岩性为泥岩或炭质泥岩。底板为砂质泥岩或泥岩，局部为细粒砂岩。本煤层属全井田稳定可采煤层。本煤层在井田东北部已开采。（6）15下煤位于太原组底部，上距15煤52M，下距K1砂岩约14M，是本井田的最下一层可采煤层。煤层厚度111213M，平均152M。最厚点为109号孔，厚213M。中部煤层较薄，其南、北两侧由薄变厚，又趋变薄。20号孔最薄，仅11M。总体来看，厚度变化不大。结构简单，含夹矸02层，一般01层，岩性为泥岩或炭质泥岩。顶板为泥岩或砂质泥岩，局部为中、细粒砂岩，底板为中、细粒砂岩，局部为砂质泥岩或粉砂岩。本煤层属全井田稳定可采煤层。可采煤层特征见表121。表121可采煤层特征一览表煤号煤层厚度最小最大平均（M）煤层间距最小最大平均（M）夹石层数煤层结构稳定性可采性项板岩性底板岩性6013709501简单不稳定局部可采泥岩、砂质泥岩砂质泥岩8017310901简单不稳定零星可采泥岩粉砂岩或细砂岩913066948904中等稳定可采泥岩、砂质泥岩细、中粒砂岩1104115309201简单较稳定局部可采K4石灰岩细砂岩1535550043503中等稳定可采K2下石灰岩砂质泥岩或泥岩15下11021315213642604193609523842452124171639945781481832273852002简单稳定可采泥岩、砂质泥岩中、细砂岩2、煤层工业分析根据2007年9月煤炭科学研究总院抚顺分院对XX煤矿9、15煤层工业分析，9、15煤层工业分析结果见表122。表122煤层工业分析结果表挥发分（）煤层水分MAD（）灰分AAD（）VADVDAF硫SQ（）真比重视比重孔隙率（）905914361425167512515014533315036825137215012271491452683、煤尘爆炸性根据2007年9月煤炭科学研究总院抚顺分院对XX煤矿9、15煤层的煤尘爆炸性鉴定，9、15煤层煤尘爆炸性鉴定结果见表123。表123煤尘爆炸性鉴定结果表煤层火焰长度（MM）抑制煤尘爆炸最低岩粉用量（）有无爆炸性备注955弱爆炸1555弱爆炸4、煤的自燃倾向性根据2007年9月煤炭科学研究总院抚顺分院对XX煤矿9、15煤层的自燃倾向性鉴定，9、15煤层自燃倾向性鉴定结果见表124。表124自燃倾向性鉴定结果表煤层吸氧量（ML/G，干煤）自燃倾向性等级自燃倾向性备注9056类不易自燃15065类自燃第三节地质构造情况矿区总体构造为一走向近东西，倾向南的单斜构造，地层倾角一般为612，局部受断层影响倾角可达19。在此背景上又发育着次一级的褶曲，褶曲轴向呈东西向展布，两翼多不对称，向斜北翼陡南翼缓，背斜轴部开阔，倾角平缓。井田内断层较少，均为近东西走向的正断层，落差235M。柱状陷落发育。总体来说，井田内构造复杂类型属中等类型。第四节矿井开拓与开采一、开拓方式矿井现在采用斜井立井单水平开拓方式，有主斜井、副斜井、东回风斜井、北进风立井和西回风立井5个井筒；开采水平标高950M，大巷基本沿东西方向布置；现主要开采9煤和15煤，局部探采6煤和8煤。改建成18MT/A后，该矿井还是采用斜井立井单水平开拓方式，分组联合布置形式。根据9煤、15煤剩余储量的分布区域，在井田中西部沿南北向布置两组上、下山（各三条），上组煤沿9煤层布置皮带、轨道、回风下山；下组煤沿15煤层布置皮带、轨道、回风上、下山。上、下山与矿井现有系统之间采用轨道、回风巷相连接。在下山两侧沿走向布置工作面，由边界向下山方向后退回采。矿井共划分六个采区，上、下组煤各三个采区。首采煤层为9煤和15煤，9煤和15煤各布置一个工作面达到设计产量。其中9煤为综采工作面，采高44M，工作面长度为160M，日进尺48M，正规循环率为08,年推进度为1267M，回采率为93。15煤为轻型综采放顶煤工作面，采高41M，采2M，放21M，工作面长度为140M，日进尺24M，正规循环率为085,年推进度673M，下层回采率为95，放顶煤回采率为75。二、采区布置与开采顺序根据井田内各煤层开采现状及采区分布情况，全井田划分为六个采区，其中，上组煤划分为三个采区，编号为四、五、六采区；下组煤划分为三个采区，编号为三、七、八采区。井田内各煤层按煤层间距可分为上、下两组，上组煤包括6、8、9、11四层煤，下组煤包括15、15下两层煤。主采煤层为9和15煤层，二者间距70M左右。9煤各采区之间的开采顺序为先采五采区（投产后过渡期内同时开采四采区剩余储量），再采六采区。15煤各采区之间的开采顺序为建井期间开采3采区，投产后先采七采区，后采八采区。三、采煤方法与顶板管理矿井扩建后，主采煤层仍为9和15煤层，根据煤层赋存情况，顶底岩性、开采现状、各煤层煤质及产量配比情况，确定9煤层采用走向长壁一次采全高综采采煤法，15煤层采用走向长壁轻型综采放顶煤采煤法，顶板管理方式采用全部垮落法。第五节矿井通风情况一、通风方式矿井目前采用分区式通风系统，抽出式通风方式，扩建完成后，仍采用分区抽出式通风，新主井、副井，进风行人井（老主井）为进风井；西风井、北风井为回风井，东风井停止使用。其中西风井主要用于9煤各采区回风用，北风井用于15煤各采区回风用。采面通风情况为9煤工作面采用“一进两回”的通风系统，15煤工作面采用“一进一回”的通风系统。二、矿井供风量矿井改扩建设计初稿总风量7320M3/MIN，其中，9煤回采工作面设计风量为2880M3/MIN，掘进工作面设计风量为660M3/MIN；15煤回采工作面设计风量为858M3/MIN，掘进工作面设计风量为300M3/MIN。目前，矿井实际回风量为东风井5300M3/MIN，西风井3600M3/MIN，共8900M3/MIN。第六节矿井瓦斯涌出情况2006年矿井瓦斯等级鉴定结果为绝对瓦斯涌出量1976M3/MIN，相对瓦斯涌出量1330M3/T；二氧化碳绝对涌出量250M3/MIN，相对涌出量170M3/T，为高瓦斯矿井。鉴定时生产能力为60万T/A，月均日产量为2140T。2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为绝对瓦斯涌出量2543M3/MIN，相对瓦斯涌出量1295M3/T；二氧化碳绝对涌出量355M3/MIN，相对涌出量181M3/T，为高瓦斯矿井。鉴定时生产能力为90万T/A，月均日产量为2828T。目前，矿井处于改扩建阶段，且开采的煤层属于浅部煤层，因此，矿井瓦斯涌出量较小。根据XX煤矿2008年14月测风报表，2008年全矿井最大绝对瓦斯涌出量为2313M3/MIN（含瓦斯抽采量5M3/MIN），150302工作面最大绝对瓦斯涌出量为30M3/MIN，090412工作面绝对瓦斯涌出量为75M3/MIN以上（含瓦斯抽采量5M3/MIN）。但根据XX煤矿详查地质报告，瓦斯含量与埋藏深度成正比，即由浅到深逐渐增大，因此，随着矿井技改完成、产量增加及开采深度的加深，矿井瓦斯涌出量必将大量增加。第七节现瓦斯抽采站概况XX煤矿目前建有地面瓦斯抽采站，安装有两台CBF4102BV3型水环式真空泵，电机功率为160KW，最大抽气量为130M3/MIN。瓦斯抽采站其它主要设备有S9315型变压器2台，QFX2型低压开关柜2台，XGN210型高压开关柜2台；防爆防回火装置2套；2TC24型自吸泵2台，流量为18M3/H，扬程22M，电机功率22KW；避雷针2套；监测系统一套。为了统一管理新、老瓦斯抽采泵站，原瓦斯抽采泵站的瓦斯泵房，泵房内的瓦斯管路系统，原泵房外的防爆防回火装置，吸空管，排气管和变压器将保留。供排水系统、避雷系统、监测系统、供配电系统将与新瓦斯抽采站统一重新设计。第二章瓦斯储量及可抽量预测第一节煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯基本参数包括煤层瓦斯压力、瓦斯含量、钻孔自然瓦斯涌出量、钻孔瓦斯涌出衰减系数、煤层透气性系数、煤的工业分析、瓦斯吸附常数、煤的孔隙率、煤的瓦斯放散初速度、坚固性系数及钻孔瓦斯组分等参数。一、矿井煤层瓦斯基本参数井下实际测定情况瓦斯赋存规律阶段报告中采用井下间接测定法测定9和15煤层瓦斯基本参数。其瓦斯基本参数测定结果如下9煤层原煤瓦斯含量464568M3/T；煤层瓦斯原始压力05607MPA；钻孔瓦斯流量衰减系数018D1；煤层透气性系数0082M2/MPA2D；煤层对瓦斯的吸附性吸附常数A5714M3/T，B020MPA1。瓦斯放散初速度72；煤的孔隙率333测点距地表垂深186237M；15煤层原煤瓦斯含量166M3/T；煤层瓦斯原始压力016019MPA；煤层对瓦斯的吸附性吸附常数A5464M3/T，B023MPA1；瓦斯放散初速度594；煤的孔隙率268测点距地表垂深236M。二、地勘时期煤层瓦斯含量测定情况XX煤矿地质详查报告中，通过对井田内P26号孔煤芯取样分析，1G可燃物质中CH4含量，89煤为1576ML，15煤为1095ML（表211）。瓦斯含量换算成原煤瓦斯含量，则9煤层瓦斯含量为1340M3/T，15煤层瓦斯含量为1000M3/T。根据XX煤矿详查地质报告，矿井煤层瓦斯含量与埋藏深度成正比，即由浅到深逐渐增大。瓦斯风氧化带深度为50M。表211煤层瓦斯含量表煤中自然瓦斯成分（）孔号煤号CH4含量（ML/G）CH4CO2N2分带煤层埋深（M）备注915769477053470沼气带4728115上10959678290032沼气带5394P2615下1649187524289沼气带54918偏小三、矿井目前瓦斯涌出情况目前，矿井处于改扩建阶段，且开采煤层处于浅部煤层，煤层瓦斯含量低，矿井瓦斯涌出量较小。根据XX煤矿2008年14月测风报表，全矿井最大绝对瓦斯涌出量为2313M3/MIN（瓦斯抽采量5M3/MIN），150302工作面最大绝对瓦斯涌出量为30M3/MIN，090412工作面绝对瓦斯涌出量为633M3/MIN（瓦斯抽采量5M3/MIN）。四、设计所需的煤层瓦斯含量根据瓦斯赋存规律阶段报告，采用井下间接测定法测定的9号煤层瓦斯含量为464568M3/T,测点埋深186237M；15号煤层瓦斯含量为166M3/T，测点埋深236M。根据测定的结果进行矿井瓦斯涌出量预测与矿井目前开采水平内瓦斯涌出情况基本符合，但根据XX煤矿详查地质报告，矿井瓦斯含量与埋藏深度成正比，即由浅到深逐渐增大。随着矿井开采深度的加深，矿井瓦斯含量必然不断增加，到时瓦斯赋存规律阶段报告中所测煤层瓦斯含量将明显偏小。因此，根据XX煤矿煤层赋存情况、矿区地质构造及周边矿井9、15煤层实际赋存情况，地质勘探时期9、15煤层煤层埋深47281M，15煤层埋深5394M时，原煤瓦斯含量分别为9煤层1340M3/T，15号煤层1000M3/T，基本符合矿井深部瓦斯含量真实情况。目前，矿井已经开采深度为250M左右，因此，将1340M3/T及1000M3/T分别作为XX煤矿9煤层、15煤层平均瓦斯含量，本次设计中以地质勘探时期P26孔瓦斯含量作为矿井瓦斯涌出量预测的基本依据。由于矿井地质勘探时，仅对一个钻孔进行了瓦斯取样分析，而且实测瓦斯基本参数又较少，因此，所采用的煤层原始瓦斯含量值不确定性较大，建议该矿今后加强各煤层瓦斯基本参数的测定工作，以便修正瓦斯抽采设计，同时使之能更科学合理的指导矿井瓦斯的抽采工作。第二节矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量，包括可采煤层瓦斯储量、可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层瓦斯储量以及围岩瓦斯储量的总和，其计算公式如下WKK1K2AIXI（21）式中WK矿井瓦斯储量，MM3；K1可采煤层影响范围内不可采邻近煤层瓦斯储量系数；K2围岩瓦斯储量系数；AI矿井第I个可采煤层的煤炭储量，MT；XI第I个可采煤层瓦斯含量，M3/T。根据XX煤矿煤层赋存情况及顶底板岩性分析，可采煤层影响范围内不可采邻近煤层赋存不稳定，根据经验，取K113，K211。由于无其它煤层瓦斯含量数据，6、8、11煤层距9煤层较近，因此取9煤层的瓦斯含量值作为其邻近煤层的瓦斯含量，经计算，得出XX煤矿的瓦斯储量为436528MM3，说明XX煤矿的瓦斯储量较为丰富。表221XX煤矿瓦斯储量计算结果表煤层瓦斯含量M3/T煤炭地质储量MT围岩及不可采煤层含量系数瓦储储量MM3备注6134012442383781340597114409134091641756001113401126215761510001060215160815下1000366952467合计26402K111K213436528第三节可抽瓦斯量概算可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出的最大瓦斯量，其计算下W抽WKK（22）式中W抽可抽瓦斯量，MM3；K矿井瓦斯抽采率；根据实测和开采情况来看，XX煤矿的煤层透气性较低，但增加抽采时间及其他增加抽采效果的措施后，会提高抽采率。所以综合分析，按矿井抽采率K055进行瓦斯可抽量概算。计算结果见表231。从计算结果看，矿井可抽瓦斯量约为240092MM3,这为矿井瓦斯开发利用提供了较为充足的资源条件。表231XX煤矿可抽瓦斯量计算结果表煤层煤层瓦斯储量MM3K可抽瓦斯量MM3备注623837055131118114400556292917560005596580112157605511867151516080558338515下5246705528857合计436528055240092第四节瓦斯抽采规模及服务年限一、抽采量预计回采工作面的瓦斯抽采量按下式计算Q（23）KLMX1236540T式中Q预抽期间平均瓦斯抽采量，M3/MIN；K邻近层和围岩瓦斯储量系数，K12；L1工作面长度，M；L2工作面平均走向长度，M；M煤层平均厚度，M；煤的视密度，T/M；X煤层瓦斯含量，M3/T；瓦斯预抽率，；T预抽时间，年。9煤层按工作面平均走向长度2500M，工作面长度160M，工作面年推进度1267M，预抽时间15年，因此设计预抽率为35。15煤层按工作面平均走向长度2500M，工作面长度140M，工作面年推进度673M，预抽时间2年，预抽率为40计算。9煤层一个回采工作面的瓦斯抽采量为Q20M3/MIN5140363489251015煤层一个回采工作面的瓦斯抽采量为Q98M3/MIN2140365042140取15煤层一个回采工作面的瓦斯抽采量为10M3/MIN。二、边采边抽工作面抽采量预计由于边采边抽工作面已经预抽较长时间（12年以上），且随着回采的不断推进，钻孔数量在不断减少，抽采量下降较快。所以，其抽采量9煤层为5M3/MIN，15煤层为2M3/MIN。三、采空区瓦斯抽采量预计XX煤矿9煤层采用走向长壁一次采全高综采采煤法，15煤层采用走向长壁轻型综采放顶煤采煤法，采空区残留煤炭较多，工作面走向长度较长，加上邻近层及围岩瓦斯的大量涌出，采空区瓦斯涌出量较大，所以采空区瓦斯抽采量按30M3/MIN计算。四、掘进面瓦斯抽采量预计XX煤矿正常生产时配置4个综掘工作面，其中9号煤层布置两个掘进面，15号煤层布置两个掘进面，根据瓦斯涌出量预测，其掘进时瓦斯涌出量较大，9号煤层每个掘进面的预抽量为3M3/MIN，15号煤层掘进工作面预抽量为1M3/MIN。五、矿井瓦斯抽采量预计按矿井生产安排，9煤层1个回采工作面，2个掘进工作面，15煤层1个回采工作面2个掘进工作面生产，年产量为18MT，预抽时间9煤层按15年考虑，15煤层按2年考虑，则全矿需同时保证有2个预抽工作面抽采。另外，有2个边采边抽工作面抽采，2个采空区瓦斯抽采。则矿井总抽采量为Q20105233113075M3/MIN六、按通风能力计算矿井瓦斯抽采量矿井年抽采量需根据采掘工程计划安排来确定，按照每个采区应当抽采的瓦斯量或实际所能达到的抽采量来计算矿井年抽采瓦斯量。从安全的角度考虑，应该抽采的瓦斯量为IIIP式中I为保证通风安全所需抽采的瓦斯量，M3/MIN；I矿井瓦斯涌出量，M3/MIN；IP通风所能允许的瓦斯涌出量，M3/MIN。根据该矿扩建可行性研究报告,矿井总供风量为122M3/S，设计2个采区，2个综采工作面，产量为18MT/A。目前，矿井实际供风量为8900M3/MIN。根据预测,矿井相对瓦斯涌出量为3460M3/T，按年产18MT计算，绝对瓦斯涌出量达到13793M3/MIN，而通风能力所允许的瓦斯涌出量为6675M3/MIN，则需抽出瓦斯量为I1379366757118M3/MIN按此计算，矿井达到年产18MT设计能力时，为保证矿井安全生产，矿井瓦斯抽采率必须达到52以上，为保证矿井安全生产，在加强瓦斯抽采工艺技术研究和瓦斯抽采管理技术水平的同时，该矿应加强通风组织管理，使矿井通风系统更加合理。为了既保证矿井安全生产，又能使抽采量保持长期稳定，瓦斯抽采规模按75M3/MIN设计，其中采空区抽采瓦斯量按30M3/MIN设计，则年抽采量为W年抽3651440753942MM3上述抽采规模是按煤层平均瓦斯含量进行计算的，煤层平均瓦斯含量以开采煤层深部地质钻孔瓦斯含量为依据，因此，矿井在开采浅部煤层时，由于煤层瓦斯含量较低，工作面可抽采瓦斯量较少，因此，初期抽采瓦斯时，在较长一段时间内难以达到设计规模。所以，为了充分发挥投资效益，减少不必要的浪费，瓦斯抽采系统一次设计，分期实施。七、瓦斯抽采系统规模根据矿井瓦斯抽采量预计，矿井瓦斯抽采设计规模为75M3/MIN纯瓦斯（其中采空区抽采量为30M3/MIN纯瓦斯），瓦斯抽采工程分两期建设，初期设计规模为45M3/MIN纯瓦斯（其中采空区抽采量为15M3/MIN纯瓦斯），主要是开采浅部煤层时，对工作面瓦斯进行预抽和采空区瓦斯进行抽采，二期设计规模为30M3/MIN纯瓦斯，主要用于抽采开采深部煤层时增加的瓦斯量。抽采系统服务年限按下式计算N（24）KNCW式中N抽采系统服务年限，年WK可抽瓦斯量，MM3；WNC预计年最大抽采量，MM3。XX煤矿主采9、15煤，因此，本次瓦斯抽采工程设计只包括9、15煤。根据前面计算，矿井9、15煤可抽瓦斯量为240092MM3。按瓦斯抽采设计规模75M3/MIN计算，年抽采瓦斯量为3942MM3。则矿井抽采系统服务年限为NWKWNC240092394260根据上述计算结果，抽采系统服务年限为60年。为保证煤层预抽效果及瓦斯安全利用，设计采用两套抽采系统，即预抽抽采系统和采空区瓦斯抽采系统，两套系统相对独立。本瓦斯抽采系统一次设计，分期实施。初期设计规模为45M3/MIN纯瓦斯量，其中预抽系统抽采规模为30M3/MIN纯瓦斯，主要用于回采工作面预抽；采空区抽采系统利用现有瓦斯抽采系统进行抽采，抽采规模为15M3/MIN纯瓦斯，主要用于工作面边采边抽和采空区抽采。矿井开采初期，由于开采浅部煤层，煤层瓦斯含量低，可抽采瓦斯量少，因此，在浅部15煤层暂不考虑进行瓦斯抽采，随着向深部开采，加强瓦斯监测，当采用通风解决瓦斯困难时，即时对15煤层采取抽采措施。对15深部煤层进行预抽时，工作面的瓦斯预抽量为9M3/MIN。回采时工作面预抽钻孔可作为边采边抽钻孔，工作面瓦斯抽采量预计为2M3/MIN。但随着矿井技改完成后产量增加、开采深度的加深及采空区增加，矿井瓦斯涌出量将随之不断增加，当初期抽采瓦斯规模无法满足矿井安全生产需求时，建设二期抽采系统，抽采规模为30M3/MIN纯瓦斯，主要用于矿井增加瓦斯量抽采。到时，矿井将形成两套独立的抽采系统，预抽系统抽采规模为45M3/MIN纯瓦斯，采空区抽采系统抽采规模为30M3/MIN纯瓦斯，矿井瓦斯抽采规模达到75M3/MIN。第三章矿井瓦斯涌出量预测根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006，国家安全生产监督管理总局）。矿井瓦斯涌出量预测方法主要有两种分源预测法和矿山统计法。根据该矿实际情况，采用分源预测法进行矿井瓦斯涌出量预测。第一节工作面瓦斯涌出预测一、回采工作面瓦斯涌出预测回采工作面相对瓦斯涌出量按下式计算Q采Q1Q2（31）式中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；开采层相对瓦斯涌出量按下式计算Q1K1K2K3W0WC（32）M式中K1围岩瓦斯涌出系数，根据顶板管理方法查表选取；K2工作面丢煤系数，用回采率的倒数来计算；则9煤层0819315煤层52K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；（33）LHL回采工作面长度，M；H掘进巷道预排等值宽度，M，根据煤种查表选取，H13M；则9煤层84016323K15煤层81014323KM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，根据煤的挥发分查表选取，M3/T。回采工作面基本情况见表311，预测结果见表312。表311综采工作面基本情况一览表煤层埋藏深度（M）煤层厚度（M）采高（M）工作面长度M平均日产量T地质构造情况备注9472M左右489441603600无大构造15540M左右435411401400无大构造9煤层Q112108084134311246M3/T；9绝对涌出量12463600/14403115M3/MIN；15煤层Q11211808110034803M3/T；5绝对涌出量8031400/1440781M3/MIN表312综采工作面瓦斯涌出预测结果一览表煤层相对涌出量（M3/T）绝对涌出量（M3/MIN）备注91246301515803781注残存瓦斯含量根据煤的挥发分查表选取；根据可采煤层特征表确定邻近层相对瓦斯涌出量。（34）NIIICIOIMMWQ12式中MI第I邻近层煤层厚度，M；M工作面采高，M；W0I第I个邻近层煤层原始瓦斯含量，M3/T；WCI第I个邻近层煤层残余瓦斯含量，M3/T；I第I个邻近层瓦斯排放率，根据相关标准查表选取。根据该矿扩建可行性研究报告，采区内煤层开采顺序为先采9煤层，再采15煤层。受9煤层开采影响的邻近层主要有6、8、11三层煤，受15煤开采影响的邻近层主要有15下煤，计算结果如表313、表314。9煤层Q209508510909092045516M3/T；1绝对涌出量5163600/14401290M3/MIN；15煤层Q215208196M3/T；绝对涌出量1961400/1440191M3/MIN表313邻近层瓦斯涌出预测结果一览表（1）邻近层煤层厚度（M）采高（M）瓦斯含量（M3/T）残存瓦斯含量（M3/T）瓦斯排放率（）相对涌出量（M3/T）备注609544134031851898109441340319023011092441340314509715下1524110003480196表314邻近层瓦斯涌出预测结果一览表（2）邻近层相对涌出量（M3/T）绝对涌出量（M3/MIN）备注681151612909煤邻近煤层15下19619115煤邻近煤层把Q1和Q2的计算结果代入式23中,考虑到瓦斯涌出的不均衡性，因此瓦斯涌出量还需乘以不均衡系数KN，取KN为12,计算结果见表315。从表中可以看出9煤回采工作面相对瓦斯涌出量Q1251612462114M3/T；绝对瓦斯涌出量21143600/14405285M3/MIN。15煤回采工作面相对瓦斯涌出量Q121968031199M3/T；绝对瓦斯涌出量11991400/14401166M3/MIN。表315回采工作面瓦斯涌出预测结果一览表回采工作面不均衡系数相对涌出量（M3/T）绝对涌出量（M3/MIN）备注9煤回采工作面122114528515煤回采工作面1211991166二、掘进工作面相对瓦斯涌出预测掘进工作面的瓦斯涌出量由落煤瓦斯涌出量和煤壁瓦斯涌出量两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式确定Q掘Q3Q4（35）式中Q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN；Q3落煤瓦斯涌出量，M3/MIN；Q4煤壁瓦斯涌出量，M3/MIN；Q3SVW0WC（36）式中S掘进巷道断面积，M2；V巷道平均掘进速度，M/MIN；煤的密度，T/M3。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，根据煤的挥发分查表选取，M3/T。（37）1204VLQD式中Q4煤壁瓦斯涌出量，M3/MIN；D巷道断面内暴露煤面的周边长度，M。对于薄及中厚煤层，D2M0，M0为煤层厚度，对于厚煤层，D2HB，H及B分别为巷道的高度及宽度；V巷道平均掘进速度，M/MIN；L巷道长度，M；QO煤壁瓦斯涌出强度，M3/（M2MIN），按下式计算Q0002600004VR2016W0（38）式中QO巷道煤壁瓦斯涌出量初强度，M3/（M2MIN）VR煤的挥发份，。W0煤层原始瓦斯含量，M3/T；9、15煤掘进工作面基本情况见表316，瓦斯涌出量预测见表317。9煤综掘工作面瓦斯涌出量Q3157514313431161M3/MIN；60243Q4235400842770M3/MIN；160/24/5Q掘161770931M3/MIN。15煤综掘工作面瓦斯涌出量Q31214110034078M3/MIN；6024Q423400612508M3/MIN；3160/24/5Q掘078508586M3/MIN。表316掘进工作面基本情况一览表煤层煤层厚度（M）密度（T/M3）挥发分（）巷道断面（M2）巷道长度（M）掘进速度（M/MIN）瓦斯含量（M3/T）94891431425157525000007134015435141137212250000071000注矿井的综掘速度为300M/月。表317掘进工作面瓦斯涌出量预测一览表煤层煤壁瓦斯涌出量（M3/MIN）落煤瓦斯涌出量（M3/MIN）绝对瓦斯涌出量（M3/MIN）备注9770161931综掘第二节采区瓦斯涌出量根据该矿采掘规划，在矿井产量18MT/A时，设两个采区，每个采区配一个回采工作面，两个掘进头。采区内瓦斯涌出量除了回采和掘进涌出外，还包括采区内已采区段老空区瓦斯涌出。由于该矿为改扩建矿井，目前采空区比较多，按有关标准，取12。其计算公式为（39）011Q4AQKQNIINIII掘采区式中Q区生产采区相对瓦斯涌出量，M3/T；AO生产采区平均日产量，T/D；Q采I第I个回采工作面相对瓦斯涌出量，M3/T；AI第I个回采工作面平均日产量，T/D；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数；Q掘I第I个掘进面工作面绝对瓦斯涌出量，M3/MIN。9煤层采区相对瓦斯涌出量/MIN83040192136123区Q绝对瓦斯涌出量30884000/14408578M3/MIN。15煤层采区相对瓦斯涌出量/MIN213174086526213区Q绝对瓦斯涌出量23211740/14402805M3/MIN表321采区瓦斯涌出量预测一览表瓦斯涌出量煤层采区工作面瓦斯涌出量M3/T掘进瓦斯涌出量M3/MIN采区日产量T相对量M3/T绝对量M3/MIN备注9319XX采区211493140003088857858615XX采区119958617402321280518MT/A注日产量5740T（18MT/A）,2个综采工作面，4个综掘工作面。第三节矿井瓦斯涌出量（310）NIIIIIAQK10区井式中Q井矿井相对瓦斯涌出量，M3/T；Q区I第I个生产采区相对瓦斯涌出量，M3/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，根据开采状况，查表选取，K12。；/TM2734174023830213井Q矿井绝对瓦斯涌出量3427（40001740）/144013659M3/MIN。表331矿井瓦斯涌出量预测结果矿井瓦斯涌出量煤层采区瓦斯涌出量M3/T日产量T相对量M3/T绝对量M3/MIN备注932854000152374174034271365918MT/A注日产量5740T（18MT/A）,2个综采工作面，4个综掘工作面。从表331中可以看出，矿井达到18MT/A的核定生产能力时，矿井相对瓦斯涌出量将达到3427M3/T，绝对瓦斯涌出量为13659M3/MIN，其中9煤绝对瓦斯涌出量为10294M3/MIN，15煤绝对瓦斯涌出量为3366M3/MIN。第四节抽采后瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测与设计瓦斯抽采量，则XX煤矿瓦斯抽采率K75设计9煤层的瓦斯预抽率为35，15煤层的瓦斯预抽率为40，在煤层瓦斯预抽率达到设计值后，其煤层瓦斯含量为9煤层瓦斯含量134（135）871M3/T；抽采后9煤层瓦斯可解析瓦斯量87131561M3/T。15煤层瓦斯含量100（140）600M3/T；抽采后15煤层瓦斯可解析瓦斯量60034260M3/T。经计算9、15煤层经预抽后煤层瓦斯可解析量满足煤矿瓦斯抽采指标（AQ10262006）关于“工作面日产量为10012500T，煤的可解析瓦斯量7M3/T；工作面日产量为25014000T，煤的可解析瓦斯量6M3/T”的规定。把预抽后的煤层瓦斯含量代入前面章节瓦斯涌出预测公式中，再减去掘进时的瓦斯抽采量、回采时边采边抽和采空区瓦斯抽采量，则计算结果见表341，各回采工作面、掘进工作面、采区和矿井瓦斯涌出量前后瓦斯涌出量对比见表341。表341瓦斯抽采前后涌出量预测对比抽采前瓦斯涌出量（M3/MIN）抽采后瓦斯涌出量（M3/MIN）名称9煤层15煤层9煤层15煤层回采工作面528511661985297掘进工作面931586631486生产采区10293336644801759全矿井136596239由于本次计算中煤层瓦斯含量是按平均瓦斯含量来计算，在矿井浅部开采时，瓦斯含量会小于平均瓦斯含量，开采深部时瓦斯含量将大于平均瓦斯含量。因此今后矿井开采时应加强煤层瓦斯基本参数的测定工作，以便修正瓦斯抽采设计，同时使之能更科学合理