瓦斯抽放和设备选型方案设计.doc

i 摘 要 赵家寨井田位于河南省新郑市西侧，行政区划属新郑市辛店镇 和城关镇及新密市大隗镇管辖。该矿为瓦斯矿井。本文开始对矿井 的概况进行了介绍，针对二1煤层瓦斯含量较高等问题，结合该矿 的实际情况，对该矿二1煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数进 行了实测，结合矿井瓦斯来源和煤层瓦斯含量分析，该矿必须建设 瓦斯抽放系统。本矿井二1煤层采用以本煤层瓦斯抽采为主、采空区 和邻近层瓦斯抽采为辅，预抽与边采边抽、边掘边抽相结合的综合 抽采方法，并且对抽放方法的一些工艺方法和参数进行了设计。随 后又确定了比较合理的抽放系统管网布置形式，选择了与抽放能力 相匹配的瓦斯抽放泵型号及泵站的附属设施。最后又对管路敷设、 附属装置的安装及系统的安全措施，还有一些具体的安全操作要求 进行了比较详细的说明。 关键词：赵家寨煤矿 瓦斯抽放 设备选型 方案设计 ii abstract the zhaojiazhai mine located west of xinzheng city, henan province, administrative division is xinzheng city xindianzhen and the jurisdiction of the town of chengguan town, xinmi city a surname. the mine is a gas outburst. in the beginning of this article for an overview of the coal mine was introduced to no. 2-1 coal, gas content, combined with a higher reality, the mine of the no. 2-1 coal mine ventilation factor and drilling gas flow attenuation coefficient for the real-time monitoring, combined with gas coal seam gas sources and content analysis, the mine had to be built in gas extraction system.this mine in no. 2-1 to the coal seam gas from extraction, mining and the adjacent empty layer gas from extraction to be supplemented by pre-sampling, and side-side, the side edges digging a combination of integrated suction units, and the method of some process of methods and parameters for the design.finally, the line laying, the device is installed and the systems security measures, there are a number of specific security requirements in more detail. keywords: zhao jia zhai gas drainage equipment selection design i 目 录 前 言1 1 矿井概况4 1.1 井田概况.4 1.1.1 交通位置4 1.1.2 地形地貌4 1.1.3 地表水系4 1.1.4 气象、地震4 1.1.5 电源、水源情况.6 1.1.6 通信条件6 1.2 井田地质特征6 1.2.1 井田地质6 1.2.2 煤层及煤质7 1.2.3 煤层瓦斯.10 1.2.4 水文地质.12 1.3 矿井开拓、开采概况13 1.3.1 井田境界.13 1.3.2 资源/储量14 1.3.3 井田开拓与开采16 1.4 矿井通风系统概况17 1.4.1 通风系统.17 1.4.2 矿井瓦斯涌出量17 2 矿井瓦斯赋存情况.19 2.1 煤层瓦斯基本参数19 2.1.1 煤层瓦斯含量.19 2.1.2 煤层透气性系数21 2.1.3 钻孔瓦斯流量衰减系数.25 2.2 矿井瓦斯储量.26 2.3 矿井可抽瓦斯量及可抽期.27 2.3.1 矿井可抽瓦斯量27 2.3.2 瓦斯抽放率.27 2.3.3 可抽期28 3 瓦斯抽放的必要性和可行性论证.29 3.1 瓦斯抽放的必要性29 ii 3.1.1 规定29 3.1.2 通风处理瓦斯量核定31 3.1.3 矿井瓦斯涌出量预测31 3.2 瓦斯抽放的可行性34 4 抽放方法.35 4.1 规定35 4.2 矿井瓦斯来源分析36 4.3 抽放方法选择.36 4.3.1 本煤层瓦斯抽放方法37 4.3.2 邻近层瓦斯抽放方法37 4.3.3 采空区瓦斯抽放方法37 4.3.4 其它情况.38 4.4 钻孔及钻场布置.38 4.4.1 钻场及钻孔布置38 4.4.2 抽放设计.39 4.5 封孔方法44 4.5.1 封孔材料.44 4.5.2 封孔长度.44 5 瓦斯抽放管路系统及设备选型45 5.1 抽放管路选型及阻力计算.45 5.1.1 规定45 5.1.2 计算方法.46 5.2 瓦斯抽放泵选型.51 5.2.1 规定51 5.2.2 选型原则.51 5.2.3 计算方法.52 5.2.4 瓦斯泵类型.54 5.3 辅助设备55 6 经济概算.57 6.1 编制依据57 6.2 费用概算范围.57 7 安全技术措施58 7.1 抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施.58 7.1.1 瓦斯抽放钻场管理58 7.1.2 管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施59 iii 7.1.3 斜井、立井管路防滑措施.59 7.1.4 管路防腐及地面管路防冻措施59 7.1.5 瓦斯抽放管路管理59 7.1.6 瓦斯泵安全措施60 7.2 地面抽放瓦斯站安全措施.61 致 谢.62 参考文献.63 1 前前 言言 瓦斯是古代植物在堆积成煤的初期，纤维素和有机质经厌氧菌的作 用分解而成。在高温、高压的环境中，在成煤的同时，由于物理和化学 作用，继续生成瓦斯。瓦斯是无色、无味、无臭的气体，但有时可以闻 到类似苹果的香味，这是由于芳香族的碳氢气体同瓦斯同时涌出的缘故。 瓦斯对空气的相对密度是0.554，在标准状态下瓦斯的密度为0.716kg， 瓦斯的渗透能力是空气的1.6倍，难溶于水，不助燃也不能维持呼吸， 达到一定浓度时，能使人因缺氧而窒息，并能发生燃烧或爆炸。瓦斯事 故是煤矿中重大灾害事故之一,其中瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出往往造成 恶性事故。建国以来,煤矿生产中发生一次死亡百人以上的恶性事故14 起,其中瓦斯、煤尘由1951年的198万m3/爆炸13起,占92.9%。因此,治理 瓦斯是安全工作的重点。 （1）国外抽放瓦斯概况 19431948年间,原西德就进行工业规模的瓦斯抽放,年抽放量为 450650万m3。19491950年间比利时和英国先后进行工业规模的瓦斯 抽放,年抽放量达5700m3。19511987年间,世界煤矿瓦斯抽放量呈线性 增加,自1951年的1.246亿m3增至1987年的54.31亿m3,抽放瓦斯的矿井由 68个增加619个；单个抽放矿井的平均年抽放量,由1951年的198万m3/井,增 至1987年的877万m3/井。到目前为止,世界上已有17个采煤国家进行了 瓦斯抽放,年抽放量超过1亿m3的国家有10个,如原苏联、德、英、中、 法、美、波、日、澳等。其中原苏联抽放瓦斯量最多,达21.2亿m3,德、 英年抽放瓦斯量均在5亿m3以上。这些国家都把抽放瓦斯工作作为治理 瓦斯的生产工序,是高瓦斯含量煤层开采中一个必不可少的工艺环节。 采用综合的总体抽放方式,在掘进过程中抽放瓦斯,回采过程中边采边抽 和采空区抽放,千方百计地加大瓦斯抽放量,在大力发展抽放技术的同时,研 2 制和应用相关的装备,建立瓦斯抽放监测系统,提高瓦斯抽放率,保证瓦 斯安全抽放及瓦斯输送。 （2）我国煤矿瓦斯抽放现状 近年来,我国煤矿瓦斯抽放工作有较大发展在19811983年间瓦斯 抽放矿井数由75个增至117个；年抽放瓦斯量由29880万m3增至53647万m3,年 平均增长速度为1830万m3。年抽放量在1000万m3以上的矿区,1993年底时 已达13个,其中抚顺和阳泉局年抽放量已超过1亿m3。据1993年统计,我 国各类瓦斯抽放矿井情况,在17个特大型抽放矿井中,抽放与其量为 30520万m3,占总抽放量的56.89%,2/3的瓦斯抽放量是由占抽放矿井数的 22.2%的特大型和大型抽放矿井抽出的。我国矿井瓦斯抽放技术主要有: 采掘前(预抽)抽放,边采边抽和采后抽放(采空区抽放)。近年来抽放技 术的发展是:北票试验成功穿层网格式布孔大面积抽放突出煤层；松藻 打通二矿向冒落拱上方打钻抽放上邻近层和采空区瓦斯；鸡西城子河矿 采用钻孔法多区段集中抽放上邻近层和采空区瓦斯；铁法晓南矿利用水 平岩石长钻孔抽放邻近层瓦斯。在抽放瓦斯装备上,研制了系列打抽放 孔的钻机,如zy系列液压钻机、zf系列风动钻机等,研制和推广应用了抽 放管道正负压自动放水器,新型抽放管“三防”装置,快速接头及化学材 料密封钻孔等。研究成功并推广应用了瓦斯分源预测法预测矿井瓦斯涌 出量,为抽放瓦斯方法选择提供了可靠的依据。我国瓦斯抽放工作还存 在很多问题,集中反映为：抽放总量少；矿井抽出率低(抽放矿井平均抽 出率：英国50%,原西德45%,原苏联40%,日本38%,中国仅为16.3%),(抽放 量：法国为15m3,日本为12.2m3,原西德为8m3 ,原苏联为44.9m3,英国为 4m3,而中国仅为0.4m3)；综合抽放工作存在差距；装备和管理水平也有 待加强和提高。据1992年统计,在111 个抽放矿井中,有33个矿不能正常 抽放,其中29个矿年抽放量少于50万m3,有4个矿停抽。 3 （3）我国瓦斯抽放工作展望 在1993年瓦斯防治专业委员会年会上,对我国各主要抽放瓦斯局矿 的年抽放瓦斯量发展前景进行了规划,到本世纪末达6亿m3,平均年增长 1000万m3。抽放瓦斯技术的发展方向是：在高产高效工作面试验并推 广应用综合抽放瓦斯方法；研究提高开采层瓦斯抽放效率的方法； 加强采空区瓦斯抽放。 近期要加强以下的技术工作： 高突矿井必须采用综合方法抽放瓦斯。即对采掘面、采空区以及 采前后等立体交叉抽放,并对采掘布置进行尾改革,以逐渐适应抽放瓦斯 要求,采掘抽达到基本平衡。 加强采空区瓦斯抽放。国外大多数采空区抽放瓦斯量占20%以上, 有的甚至达60%,我国除抚顺等少数煤田采空区抽放量在20%以上,大多数 占比例很少。为减少排入大气的瓦斯量,增加矿井瓦斯抽放量和抽出量, 促进瓦斯利用,必须大力开展采空区瓦斯抽放。 改进抽放工艺, 改造抽放系统。其中包括增加抽放钻孔数量,增 大抽放钻孔直径,增加封孔长度,提高封孔质量，加大抽放管道直径和更 新低能力、低效能的抽放泵等。 发展地面瓦斯抽放。地面瓦斯抽放不受井下条件限制, 不影响井 下生产,而且可以长时间抽,抽出的瓦斯质量也好。美国、加拿大20世纪 70年代就发展地面瓦斯抽放,现在可以在基建矿区、生产矿区直接打钻 抽出瓦斯,抽出的瓦斯浓度高达98%以上。鉴于地面瓦斯抽放的初期投资 大,所以地面抽放只在一些条件合适的矿井采用。 4 1 1 矿井概况矿井概况 1.1 井田概况井田概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 赵家寨井田位于河南省新郑市西侧，行政区划属新郑市辛店镇和城 关镇及新密市大隗镇管辖。其地理坐标为：东经 113 34001134300，北纬 342330342630。本区 已形成非常便利的立体交通网络。矿井交通位置见图 1-1-1。 1.1.21.1.2 地形地貌地形地貌 区内绝大部分为第三、四系冲积层覆盖，为平原微丘地形。地势总 体比较平坦，仅西北部冲沟较发育，西部边缘地带出现一些小丘陵和零 星突起。井田内海拔标高一般在+100m+175m，平均为+125m 左右，相 对高差约为 75m。 1.1.31.1.3 地表水系地表水系 本区主要河流为双洎河，属淮河水系。根据新郑市人和寨观测站资 料，最大洪水流量为 256m3/s，洪水位标高为+122.33m。 1.1.41.1.4 气象、地震气象、地震 本区属大陆性半干旱气候，年平均气温 14.1，每年 69 月为雨 季，年最大降水量为 977.1mm（1954 年） ，最小降水量为 213.9mm（1985 年） ，年均降水量为 592.6mm。年蒸发量为 16802041mm。本区风向风力随季节交替变化，夏季多东南风和南风， 冬季多西北风和北风，年平均风速 2.37m/s，最大风速为 18m/s。 根据河南省地震局资料，本矿井所在地区新郑市抗震设防烈度为 7 度，设计基本地震加速度值为 0.10g，设计地震分组为第一组。 5 图 1-1-1 赵家寨矿井交通位置图 6 1.1.51.1.5 电源、水源情况电源、水源情况 本矿井地下水丰富，涌水量预计为 1910m3/h，井下排水经处理后， 可供矿井生产和生活之用。 矿井电源取自胡庄和辛店兴龙变电站，水源主要利用矿井排水处理 后复用，矿井电源水源情况可靠。 1.1.61.1.6 通信条件通信条件 赵家寨矿井所在乡镇之间的通讯光缆网已经形成，矿井通信系统与 郑煤集团在李家寨车站采用光缆接通，矿井通讯条件良好。 1.2 井田地质特征井田地质特征 1.2.11.2.1 井田地质井田地质 （1）地层 本区地层区划属华北地层区华北平原地层分区之嵩箕小区。区内仅 西部及其外围的许岗三岔口一带有二叠系上统平顶山砂岩和三叠系下 统金斗山砂岩出露，绝大部分为新生界掩盖。地层以沉积岩系为主，其 次为变质岩系，未发现火成岩。区内出露地层由老到新有前震旦系、震 旦系、寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系、第四系。 赵家寨井田内地层均被新生界地层覆盖，由老到新依次为寒武系上 统、奥陶系中统、石炭系中上统、二叠系及第三、四系。 （2）构造 新密煤田地处秦岭纬向构造带北亚带嵩箕隆起带东段，风后岭 与荥巩背斜之间，基本构造形态为一西窄东宽、轴向近东西，西端仰起、 东端倾伏的复式向斜构造（新密复式向斜） ，区内构造形迹以断裂为主， 伴有发育程度不同的褶皱，其中走向近东西的断裂规模大，延展长，多 为南升北降、倾向北东的高角度正断层。 本区主体构造为一两翼地层产状平缓，倾角 315，轴向 7 nwwsee 的宽缓背斜构造。井田内断裂构造发育，共有断层 18 条。全 区构造复杂程度中等。 褶曲 本区主要褶曲为滹沱背斜。背斜轴走向 120，延展长度约 12km， 西北倾伏端被大隗断层切割，向东南至 14 勘探线仰起，轴面近似直立。 北翼地层走向 145160，倾向 5570，倾角 615，南 翼地层走向 115140，倾向 205230，倾角 312。背 斜轴被徐庄断层切断。该背斜控制了整个区域北部煤层产状，并以其为 主，出现了一些宽缓的褶曲。 断层 井田内断裂构造发育，勘探阶段共发现断距较大的断层 18 条。除 温泉、宁沟两条小逆断层之外，其它均为正断层。井田内构造方向与区 域构造方向相符合，大隗断层、欧阳寺断层构成本区自然边界。断层走 向除大隗断层为近东西向外，其余均为北西南东方向。其中落差大于 100m 的断层 5 条，落差 50100m 的断层 5 条，落差 3050m 的断层 7 条，落差小于 30m 的断层 1 条。断距较大的断层主要特征详见表 1-2- 1。 1.2.21.2.2 煤层及煤质煤层及煤质 （1）可采煤层赋存特征 井田可采煤层共有 4 层，自上而下分别为七4、二3、二1和一1。二 1煤层属大部可采煤层。七4煤层大部被剥蚀，仅西部局部保存，在保 存区内属大部可采煤层。井田内可采煤层特征见表 1-2-2。 8 表 1-2-1 赵家寨井田主要断层特征表 产 状断层 编号 断层名称 走 向倾 向倾 角落差（m） 性 质 f1大隗断层近东西北45656001000正 f3贾梁断层北西北东5565200490正 f4欧阳寺断层北西北东386540150正 f5双洎河断层北西北西496565120正 f6刘庄断层北西南西37703075正 f7东土桥断层北西北东60672080正 f8杜庄断层北西北东3356740正 f9张庄断层北西北东37601550正 f10岳庄断层北西北东35531350正 f11徐庄断层北西北东44621180正 f12官庄断层北西南西5070580正 f13官刘庄断层北西北东506540正 f14宁沟断层北西北东456245逆 f15温泉断层北西北东352570逆 f17桃树园断层北西北东701050正 f18马寨断层北西西北北东2960750正 9 表 1-2-2 煤层特征表 煤 层名 称 两极厚度 平均厚度 （m） 煤 层 结 构稳 定 程 度 煤层间距 （m） 七4 0.49-2.01 1.11 含夹矸 1-2 层，较简单 较稳定，局部可 采 38.50-98.50 二3 0-6.98 1.37 含夹矸 1 层，较简单 不稳定，大部可 采 153.30 5.04-39.50 二1 0-21.75 5.50 含夹矸 12 层，较复 杂 较稳定，主要可 采 18.60 54-128.00 一1 0-4.55 1.46 含夹矸层，较简单 不稳定，大部可 采 80.35 二1煤：赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩 42.5993.88m，平 均 64.72m，下距 l7灰岩 2025m，平均 22.28m。煤厚 021.75m，平 均 5.50m。煤层厚度有一定变化，属较稳定的中厚厚煤层。煤层含夹 矸 12 层， 夹矸厚度 0.102.27m，夹矸岩性多为泥岩和炭质泥岩，煤层结构简单。 煤层直接顶板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩，厚度 0.130.87m，平均 0.48m。直接底板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩，厚度 0.132.87m， 平均厚度 1.07m。二1煤可采区域含煤面积约占全井田的 98%，其中煤 厚 0.801.30m 的薄煤带 2 个，面积约 0.9km2，1.313.50m 的中厚煤 带 4 个，面积约 19.4km2，煤厚 3.518.00m 的厚煤带 2 个，面积约 19.5km2，煤厚大于 8m 的特厚煤带 14 个，面积约 9.3km2。井田内特厚 煤带主要分布于中部，厚煤带展布于中部特厚煤带两侧及北东部，中厚 煤带主要分布于南东、南西部，薄煤带、不可采带多零星散布于南部。 10 煤厚变化规律不明显，但尚可发现宏观趋势。整体趋势为中部背斜轴部 煤厚最大，向两侧及北东煤厚渐小，南东及西部煤厚最小。另外，煤厚 沿走向变化较小，沿倾向变化相对较大。在南部，煤厚有急剧增厚变薄 现象。但煤层总体上属较稳定型煤层。 （2）煤质 物理性质 井田内可采煤层物理性质见表 1-2-3。 煤岩特征 二1煤宏观煤岩成分不易分辨，二3煤、一1煤均以亮煤为主，可 见镜煤条带，为半亮型。七4煤以亮煤为主，可见暗煤，为半暗半亮 型。 二1、二3和一1煤中矿物含量较少，以粘土矿物为主，为硫化物 表 1-2-3 煤层物理性质 煤层颜色光泽结构构造断口 坚硬 程度 产出 状态 视密度真密度 可磨性 指数 七4黑褐弱玻璃条带状块状参差状 半坚 硬 粒、 碎块 1.441.56 二3黑 弱玻 璃 金刚 受构造影响轻微参差状松软 粉粒 状 1.391.46168 二1灰黑 似金 属 金刚 呈现结构煤特征松软鳞片1.411.51192 一1灰黑 金属 似金刚 条带状块状 贝壳 参差状 坚硬 粒、 碎块 1.431.5394 碳酸盐等。一1煤硫化物远远高于二1、二3煤层，七4煤层粘土矿物达 18.9%，硫化物、碳酸盐、氧化物则均匀分布。各煤层粘土矿物多呈侵 染状、团块状或微细层状分布，黄铁矿则呈团状、球状分布，碳酸盐多 呈裂隙充填物，少量为细脉状，氧化物类矿物含量甚微。 11 1.2.31.2.3 煤层瓦斯煤层瓦斯 (1)瓦斯 瓦斯成分、含量及瓦斯分带 井田西部瓦斯成分以 ch4为主，为沼气带范围，两极值为 6.4398.71%，次为 n2和 co2。中东部瓦斯成分则以 n2和 co2为主，为 瓦斯风化带，ch4成分较低。二1煤钻孔瓦斯成分及含量见表 1-2-4、 表 1-2-5 煤尘及自燃 通过地质报告钻孔样品燃点测试结果，确定二3和二1煤层均为不 易自燃煤层。 （2）瓦斯变化预测 井田内煤层瓦斯含量总的变化趋势是随煤层埋深的增大而升高。井 田西部、深部及第 10 勘探线以西地段为沼气带，其余为瓦斯风化带， 整体呈西高东低的趋势。 根据地质报告，随着开采深度的增加，煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌 出量都会有所增加，加之瓦斯赋存的不均衡性，矿井生产过程中应结合 实测数据，积极研究深部瓦斯涌出规律，为矿井安全开采和调整通风系 统提供依据。 表 1-2-4 二1煤层瓦斯成分含量测试结果表 瓦斯成分（%）瓦斯含量(ml/g.r)o2 (%)煤质分析(%) 采样 地点 采样 深度(m) 煤层 厚度 (m) co2ch4n2co2ch4n2自然加热madad 310 413.10 12.10 7.8174.5917.600.161.453.401.4013.21 0301 326.58 3.3014.9650.0035.040.280.931.401.5414.32 311 354.16 10.5637.8917.7644.350.030.020.0420.121.4512.60 505 780.11 1.908.8675.5715.570.181.520.310.851.1115.53 502 491.45 9.9529.896.4363.680.280.020.592.701.0312.69 12 509 416.73 2.700.7753.1324.100.033.954.801.3015.76 401 289.90 14.303.9291.714.370.289.180.310.562.4510.73 501 352.20 2.5517.0566.1816.770.401.650.391.1012.07 715 723.10 0.953.3889.187.440.28 11.2 0 0.623.044.391.2221.09 711450.651.205.8791.772.360.224.520.090.601.6918.51 714366.907.386.6784.388.950.344.272.201.2213.34 718303.753.157.9637.6754.370.180.861.242.711.1722.90 909388.708.606.2192.940.850.223.940.030.701.5015.11 906287.907.0537.036.9955.980.450.090.681.201.0222.88 708483.105.4012.2056.5131.290.261.220.681.200.6811.79 表 1-2-5 二1煤钻孔瓦斯资料综合表 瓦斯成分（%）瓦斯含量（ml/g燃） 瓦斯分带取样深度（m） co2ch4n2co2ch4n2 沼气带289.90-780.113.06-29.896.43-98.710.39-63.680.03-0.340.02- 11.21 0.03-0.62 瓦斯风化带247.43-619.552.02-48.180-81.922.36-93.140.02-0.630-3.520.09-4.20 由于矿井瓦斯含量低，相对涌出量不大，对矿井的开采影响相对较 小。但由于矿井生产能力大，绝对涌出量较大，应引起足够重视，采取 必要的措施，防止瓦斯积聚和超限。同时，考虑瓦斯地质变化的复杂性， 设计在井下设备选型时均按高瓦斯考虑。 1.2.41.2.4 水文地质水文地质 （1）含水层 地表水 区内有两条河流，双洎河和沂水河。最高洪水位标高，一般为 +102.33m+103.31m，新郑市西关双洎河桥位置洪水位标高为 +105.68m，其桥面标高为+108.04m，洪水期对地面建筑无影响，河流 13 距主要开采煤层二1煤约 400m 左右，且对地下水的补给仅限于局部地 段，补给量很小，对开采影响不大。 主要含水层 a、寒武系上统长山组（3ch）白云质灰岩岩溶承压水含水层 b、奥陶系马家沟组（o2m）灰岩岩溶裂隙水含水层 c、石炭系太原组下段（c3tl1-4）灰岩岩溶裂隙承压水含水层 d、石炭系太原组上段（c3tl7-8）灰岩岩溶裂隙承压水含水层 e、二叠系山西组（p1sh）砂岩孔隙裂隙承压水含水层 f、上、下石盒子组及上部砂岩孔隙裂隙承压水含水层 g、第四系孔隙潜水含水层 （2）矿井涌水量计算 本设计按矿井正常涌水量 1910m3/h，最大涌水量为 2491.39m3/h 设 计。由于本区构造条件复杂程度中等，且有厚层新生界覆盖，尽管采用 多种勘探手段，也难以精确查出各条断层的水力性质及变化规律。因此， 在生产建设过程中应进一步加强水文地质工作，建立水文地质长期观测 系统，进一步了解开采条件下奥陶系、太原组下段与太原组上段三层岩 溶裂隙含水层的动态关系和它们之间的水力联系。 1.3 矿井开拓、开采概况矿井开拓、开采概况 1.3.11.3.1 井田境界井田境界 根据河南省新密煤田赵家寨井田勘探报告及其矿产资源储量评 审意见书（国土资矿评储字20037 号） ，国土资源部国土资矿划字 2008046 号关于河南省新郑煤电有限责任公司赵家寨煤矿矿区范围的 批复(2008 年 9 月),赵家寨矿井井田范围为：北部以大隗断层为界，南部 西段以欧阳寺断层为界，南部东段以新密公路为界，西部以二1煤- 800m 底板等高线为界，东部以贾梁断层和二1煤露头线为界。地理坐 14 标为：东经 11334001134300，北纬 342330342630。赵家 寨井田范围由下列 20 个拐点座标圈定，具体见表 1-3-1。井田东西走向长 13.5km，南北倾斜宽 34km，面积约 50km2。 1.3.21.3.2 资源资源/ /储量储量 根据煤、泥地质勘查规范 ，计算储量的煤层最小可采厚度为 0.8m，最高灰分为 40%。 （1） 矿井地质资源量 表 1-3-1 井田拐点座标表 点 号 经 度纬 度 点 号 经 度纬 度 11133400342600111134200342400 21133500342600121134000342400 31133500342630131134000342330 41133700342630141133800342330 51133700342600151133700342347 61134100342603161133649342406 71134200342500171133629342413 81134300342440181133545342428 91134300342430191133458342437 101134200342430201133359342506 参与地质资源量计算的共有 4 层煤，分别为一1煤、二1煤、二3 煤和七4煤。矿井共获得地质资源量 438.34mt，一1煤地质资源量为 50.78mt。井田能利用地质资源量详见表 1-3-2。 表 1-3-2 赵家寨井田能利用地质资源量汇总表 单位:mt 储 量储量 类别 煤层编 号 煤类 abcda+b+c+d pm61.7970.4575.9425.89234.07 wy85.2485.24二1 小计61.7970.45161.1825.89319.31 ps3.6110.725.9820.31 pm8.8424.6333.47 wy4.254.25 二3 小计12.4539.605.9858.03 fm5.634.5910.22 七4 小计5.634.5910.22 fm5.634.5910.22 能 利 用 储 量 合计 ps3.6110.725.9820.31 15 pm61.7979.29100.5725.89267.54 wy89.4989.49 合计61.7982.90206.4136.46387.56 分煤层、分水平、分块段的地质资源量详见表 1-3-3 表 1-3-3 赵家寨井田地质资源量汇总表 单位：mt 煤层编号 地质资源量 二二七合计 -325m 以浅178.34942.60810.220231.177 -325m 以深140.96115.4220156.383 赵家寨井田 （能利用部分） 合 计319.31058.03010.220387.560 注：报告中一1煤暂不能利用煤炭资源储量（2s21+2s22）为 50.78mt。 （2）矿井工业资源/储量 根据煤炭工业矿井设计规范： 矿井工业资源/储量=121b+122b+332+333k =144.69+232.65+5.63+4.590.8 =386.642 mt 经计算，赵家寨井田的工业资源/储量为 386.642mt，其中二1煤 319.31mt，二3煤 58.03mt，七4煤 9.302mt。 （3）矿井设计资源/储量 矿井设计资源/储量是矿井工业资源量/储量减去设计计算的断层煤 柱、防水煤柱、井田境界煤柱、地面建（构）筑物煤柱等永久煤柱损失 后的资源/储量。 矿井设计资源/储量计算结果详见表 1-3-4。 （4）可采储量 矿井设计资源/储量减去工业场地和主要井巷煤柱的煤量后乘以采 16 区回采率，为矿井可采储量。矿井设计可采储量详见表 1-3-5 1-3-4 赵家寨井田设计资源/储量汇总表 单位：mt 煤 柱 水平工业储量 边界断层 地面建筑河流（含 文物保护、南水北 调干渠） 小计 设计储 量 -325m 以上 178.3491.57410.93810.47922.991155.358 -325m 以下 140.9612.44617.02024.25843.72497.237 二 小 计 319.314.02027.95834.73766.715252.595 -325m 以上 42.6080.7544.8035.76211.31931.289 -325m 以下 15.4220.0760.4860.5831.14514.277 二 小 计 58.030.8305.2896.34512.46445.566 -325m 以上 9.3020.1060.2610.0100.3778.925 -325m 以下 000000 七4 小 计 9.3020.1060.2610.0100.3778.925 合 计 386.6424.95633.50841.09279.556307.086 表 1-3-5 赵家寨井田可采储量汇总表 单位：mt 煤柱 煤层水平 设计 储量 工广巷道小计 开采损失 可采 储量 -325m 以上 155.3586.8276.82732.677115.854 -325m 以下 97.23710.62610.62619.05467.557 二 小 计 252.59517.45317.45351.731183.411 -325m 以上 31.2892.9992.9995.65822.632 -325m 以下 14.2770.3030.3032.79511.179 二 小 计 45.5663.3023.3028.45333.811 -325m 以上 8.9250.9730.9731.1936.759 -325m 以下 0000.0000.000 七4 小 计 8.9250.9730.9731.1936.759 合 计 307.08621.72821.72861.377223.981 1.3.31.3.3 井田开拓与开采井田开拓与开采 （1）开拓方式 赵家寨井田采用立井上山开拓方式。主副井井口及工业场地位于赵 17 家寨村东约 120210m，10-4 孔西北约 200m，地面平坦，标高平均 +125m，井口标高+139m，井筒落底水平标高-325m，主井井筒中心坐 标 x=3808676.000，y=38465304.000；副井井筒中心坐标 x=3808639.000，y=38465211.000.主立井井筒直径为 5.0m，装备一对 20t 箕斗，副立井井筒直径为 6.5m，装备一对（一宽一窄）1.5t 双层四 车罐笼。 赵家寨煤矿属生产矿井，本矿主采二 1 煤层，煤层赋存较为稳定， 煤层倾角较缓。根据煤层赋存条件，井筒落底标高-325m，位于井田最 深处。全井田共布置 6 个采区（11 南、11 北、12、12、22、23 采区） ， 其中 11 采区为首采区。 （2）采区划分及开采顺序 结合煤层配采需要，全井田共划分 7 个采区，其中 5 个上山采区， 2 个下山采区 采区接替顺序为：11、12、31 采区14、22 采区13、21 采区。 (3)采煤方法 从本井田主采煤层的赋存条件看，二1煤平均煤厚 5.50m，是保证 矿井生产能力的主要煤层，适宜机械化开采。但二1煤层厚度变化较大， 并且厚度变化规律不明显，煤层及顶底板较软，难以实现分层开采，从 我国目前一次采全高的设备性能及开采技术看，也难以对二1煤实施一 次采全高的大采高综采。而从矿区类似矿井的开采实践，综采放顶煤开 采较适合本矿井的二1煤煤层条件，另二3煤采煤方法为高档炮采，全 部跨落法管理顶板。 1.4 矿井通风系统概况矿井通风系统概况 1.4.11.4.1 通风系统通风系统 矿井采用机械抽出式通风方式。初期，采用中央分列式通风系统，主立井、 18 副立井进风，回风立井回风；后期，在矿井东部 1426 钻孔附近设一后期进风立井 和一个回风立井，在 508 孔附近设一回风立井，满足矿井通风需要。 1.4.21.4.2 矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量 二1煤回采工作面预测相对瓦斯涌出量 2.62m3/t，绝对涌出量 9.11m3/min。 二1煤掘进面预测瓦斯涌出量为 1.852m3/min。采空区瓦斯涌出量 为 0.63m3/t。矿井瓦斯相对涌出量为 3.604m3/t，绝对瓦斯涌出量为 12.516m3/min。从以上预测的瓦斯涌出量来看，本矿井应属瓦斯矿井。 经计算自然风压：冬季 h自冬=244.6pa；夏季 h自夏=-8.4pa。冬季， 地面气温低，自然风压值大，夏季，地面气温高，自然风压值小。自然 风压冬季对矿井通风有利，夏季对矿井通风不利。 19 2 2 矿井瓦斯赋存情况矿井瓦斯赋存情况 2.1 煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯基本参数 2.1.12.1.1 煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量 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.r。取得煤层的瓦斯含量可以通过 如下几种途径： 地勘解吸法 该方法是煤田地质勘探和煤层瓦斯地面开发时最常用的煤层瓦斯含 量测定方法。测定步骤如下： 采样：用普通岩芯管采取煤芯(煤样)，当煤芯(煤样)提升至地表 之后选取 300400g 立即装入密封罐中，在采样过程中，注意记录开始 提芯、煤芯提至地表和装罐前在空气中暴露的时间。 瓦斯解吸速率测定：采用瓦斯解吸仪现场解吸瓦斯，并记录瓦斯 解吸量和时间的关系。 损失瓦斯含量计算： 通过大量地勘钻孔采样试验测定，煤样在最初暴露的一段时间内， 累计解吸瓦斯量与煤样解吸时间的平根成正比，即： （2-1）ttkv 0 式中：煤层自开始暴漏起至时总的瓦斯解吸量，ml；vtt 0 煤样在解吸测定前暴漏时间，min，； 0 t 210 t 2 1 tt 20 图 2-1-1 瓦斯损失量推算图 提钻时间，min； 1 t 解吸测定前在地面暴漏时间，min； 2 t 煤样瓦斯解吸测定时间，min；t 瓦斯解吸速率，；k 5 . 0 min/ml 由上式可知，在解吸量测定前，煤样在暴漏时间为时的瓦斯 0 t 解吸量为： 01 tkv 由此，可知在时间 t 时解吸量为：；vttkvvv 012 将不同解吸时间下测得数据按下式换算成标准状态下的体积 voi： （2-2） )273(10013 . 1 )81 . 9 (2 .273 5 0 0 w isw i t vphp v 式中 v0i换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml； vi不同时间解吸瓦斯测定值， ml； po大气压力，pa； hw量管内水柱高度，mm； pshw下饱和水蒸汽压力， pa； tw量管内水温，。 不同时间t下测得的voi值所对 应的解吸时间为t0+t；将测点 ，voi绘在图 2-1-1 中，将直tt0 线延长与纵坐标轴相交，截距即为瓦 斯损失量。 残存瓦斯量：将解吸测定后的煤样送实验室测定煤样中的残 21 存瓦斯量、水分、灰分和煤样重量。 求算煤样的瓦斯含量： （2-3） 0210 / ) gvvvx （ 式中 vo-换算成标准状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量， ml； v1- 换算成标准状态下的煤样取样过程损失瓦斯量，ml； v2- 换算成标准状态下的煤样残存瓦斯量，ml； g0- 煤样可燃质重量，g； x- 煤样瓦斯含量，ml/g.r。 采用井下钻屑解析法，进行了煤层瓦斯含量实测，瓦斯含量实 测结果见表 2-1-1。 表 2-1-1 煤层瓦斯含量与压力统计表 样品中 气体组分（%） 煤 层 测定地点 采 样 深 度 （m） ch4co2n2 原煤瓦斯含 量（m/t） 反演 绝对 瓦斯 压力 /mpa 二四采区下车场变坡 点退后 10m 449.562.8833.146.530.46 二四回风上山距回 8 测点后退 20m 处 365.641.2258.781.620.06 二四回风上山距回 8 测点后退 60m 处 370.236.0963.911.250.06 二 1 二四回风上山距回 8 测点后退 150m 处 394.670.0626.725.120.52 副井南 10m 处444271.3225.915.890.46 22 二 331 回风上山距 10m 处390.574.2124.384.390.22 2.1.22.1.2 煤层透气性系数煤层透气性系数 煤层透气性系数的测定方法采用在径向不稳定流动的基础上建立的 径向流量法，采用该法时按下列步骤进行。 （1）打钻测定煤层瓦斯压力 由石门或其他围岩巷道向煤层打测压钻孔，钻孔与煤层交角应尽量 接近 90，钻孔要打穿煤层全厚，孔径不限。记录钻孔的方位角、仰角 和钻孔在煤层中的长度。记录钻孔见煤和打完煤层的时间(年、月、日、 时、分)，取这两个时间的平均值作为钻孔开始排放瓦斯时间的起点。 钻孔打完后，清洗钻孔，封孔测瓦斯压力（图 2-1-2） 。上压力表之前测 定钻孔瓦斯流量，并记录流量与测定流量的时间(年、月、日、时、分)。 当压力表读数上升至稳定的最高位时，即为煤层原始瓦斯压力值。 图 2-1-2 煤层透气性测定示意图 1 一钻孔；2 一测压管；3 一压力表；4 一阀门；5 一流量计；6封孔段；7 一煤层 （2）测定钻孔瓦斯流量 卸下压力表排放瓦斯，卸压 ld 以后进行测定钻孔瓦斯流量，在测 定时要记录时间(年、月、日、时、分) ，即卸表大量排放瓦斯时间与每 次测定瓦斯流量的时间，两者的时间差即为时间准数中的值。 23 测量流量的仪表，当流量大时可用小型孔板流量计或浮子流量计， 而流量小时可用 0.5m3/h 的湿式气体流量计(煤气表)。封孔后上表前测 得的流量也可用来计算透气性系数。 （3）透气性系数的计算方法 钻孔瓦斯流动是径向不稳定流动，求出其流动方程的解析解是困难 的。中国矿业大学在实验室用相似模型试验的方法进行试验，并以相似 准数表达了试验的结果，径向不稳定流动的计算公式为： (2-4) 式中： y流量准数，无因次； f0时间准数，无因此; a,b无因次系数。 （2-5） （2-6） 2 1 5 . 1 0 0 ar 4 p f 式中：p0煤层原始绝对瓦斯压力(表压力加 0.1)，mpa； p1钻孔中的瓦斯压力，一般为 0.1mpa； 煤层透气性系数，m2/(mpa2d)； 1 r 钻孔半径，m； q在排放时间为 t 时、钻孔煤壁单位面积的瓦斯流量， m3/(m2d)； （2-7） l q 1 r2 q q在时间为 t 时测出的钻孔流量，m3/d； b 0 afy ）（ 2 1 2 0 1 p-p qr y 24 l一钻孔见煤长度，一般为煤层厚度，m； t从钻孔卸压到测定钻孔瓦斯流量的时间，d； a煤层瓦斯含量系数， ； 2 1 23 a(/m）mpm (2-8)p/ax x煤的瓦斯含量，m3/t； p确定煤瓦斯含量时的瓦斯压力，mpa。 为了简化计算，导出如下计算透气性的公式： (2-9) a y (2-10)bf 0 其中: (2-11) 2 1 2 0 1 p-p qr a 2 1 5 . 1 ar 4 0 p b 由于流量准数与时间准数的关系难以用简单的公式表达，故按时间 准数 f0分段表示，得出以下专门计算透气件系数的公式： 0.611.61-2 0 ba 110f 101 0 f 391 . 0 39 . 1 ba 2 0 1010f 25 . 0 25 . 1 1 . 1ba 32 110 0 f 137 . 0 14 . 1 83 . 1 ba 53 0 110f 111 . 0 11 . 1 1 . 2ba 75 0 110f 07 . 0 07 . 1 14 . 3 ba 由于计算透气性系数公式式子较多，须采用试算法来确定选取的计 算式。即先选用其中任一个式子计算出值，然后将算出的值