煤矿1350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计.docVIP

盘县陆中德煤矿1350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计编 制: 总 工 程师: 生产副矿长: 安全副矿长: 机电副矿长: 矿 长: 编 制 日 期：二0一四年九月二十一日盘县陆中德煤矿措施会审表通风科机电科 安监科调度室技术科施工队通防副总机电矿长安全矿长生产矿长会审日期会审意见总工程师批示矿长批示贵州德佳投资有限公司重大安全技术措施、作业规程审批意见送审单位陆中德煤矿送审时间2014年9月1日送审文件名称11201采煤工作面专项防突设计会审部门会审人员会审日期总工办安环部生产部（调度）机电部会审意见总工程师批示1350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计 矿为了保证防治煤与瓦斯突出工作安全有序地开展，达到抽、采、掘平衡，保证煤矿健康、稳定地发展，确保1350瓦斯抽放巷充分发挥瓦斯抽采工作效能，特编制1350瓦斯抽放巷抽放设计。一、设计依据1、中华人民共和国安全生产法2、煤矿瓦斯抽放规范（aq10272006）3、煤矿瓦斯抽采基本指标（aq10262006）4、矿井瓦斯涌出量预测方法（aq10182006）5、煤矿安全规程（2011）6、防治煤与瓦斯突出规定7、1350瓦斯抽放巷作业规程8、陆中德煤矿采掘进工程平面图9、贵州天设项目咨询有限公司2012年1月编制盘县陆中德煤矿安全设施设计（变更）10、盘县陆中德煤矿防治煤与瓦斯突出方案设计11、盘县陆中德煤矿瓦斯抽采设计二、指导思想1、在符合规范要求、满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；3、采用的工艺技术具有先进性，且符合矿井实际情况。三、存在的主要问题及建议根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局黔安监管办字2007345号文件精神，本矿为国家划定的煤与瓦斯突出矿区，本矿2#、5#鉴定为突出煤层，其余煤层未进行煤与瓦斯突出鉴定及未对瓦斯基础数据进行测试（未取得煤层抽放所需的瓦斯含量、瓦斯压力、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数等数据），建议尽快找有资质的部门进行测定，为今后的瓦斯抽放提供必要的依据。由于目前所获得的资料不够全面，因此本设计未涉及到的内容有待于今后在生产过程中进一步补充和完善。第一章 矿井概况第一节 地理概况一、交通位置1、矿井位置及交通情况陆中德煤矿位于贵州省六盘水市盘县西部的柏果镇，地理坐标为：东经10429471043032，北纬255826255852；陆中德煤矿隶属盘县煤炭局管辖，井田东南部有盘西铁路支线和盘（县）水（城）公路穿过，距柏果火车站5km。距盘县县城48km，交通条件好。煤矿为生产矿井，经济类型为：私营合资企业；生产规模：21万吨/年；矿区范围由6个拐点圈定：面积0.5548平方公里，开采深度由+1500米到+1300米。详见煤矿交通位置图。2、地形地貌矿区范围内的地貌特征受大地构造所控制，以后期侵蚀为辅助作用的明显博识构造特点，地形陡峻、高差较大，最高点为矿区东南角，标高1750m，最低点位于拖长江河床，标高1475m，最大相对高差300m。3、气象矿区属亚热带季风温湿气候，据县气象资料：年平均气温13.7，月平均气温最高24.4（8月份），月平均气温最低-5.2（1月份）。年平均降雨量1429.7mm，每年5月中旬10月中旬为大雨、暴雨季节,常有冰雹，其降雨量占年降雨量的75%。 1月份多为凌冻期。年平均蒸发量950.7mm(1990年2000年)，年平均日照时数1290小时。矿区属亚热带季风气候区，年平均气温为13.7，年平均降雨量1382.90mm，多集中在510月，相对湿度79%，全年无霜期240天，主导风多为ese向，平均风速2.3m/s，另外区内还有春旱、倒春寒、凝冻、冰雹等灾害天气。4、地震根据中国地震动参数区划图（gb183062001），矿区地震烈度为度。第二节 矿井开拓与开采一、地质构造及特征1、地层矿区及附近出露的地层有：二叠系上统峨眉山玄武岩组（p3）、龙潭组（p3l）；三叠系下统飞仙关组（t1f）和第四系（q）。现从老至新叙述如下：1）二叠系上统峨眉山玄武岩组（p3）：为灰绿色、暗绿色致密具有杏仁结构的玄武岩，顶部为紫色、灰绿色凝灰岩，厚度9001000m，出露于向斜翼部。2）二叠系上统龙潭组（p3l）：根据岩性的差异，分三段，分述如下：（1）龙潭组第一段（p3l1）：岩性黑灰黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。（2）龙潭组第二段（p3l2）：为矿区内主要含煤段，岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩。（3）龙潭组第三段（p3l3）：岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩。3）三叠系下统飞仙关组（t1f）：上部为紫红色砂质泥岩，偶夹灰岩薄层。下部为灰绿色砂质泥岩，厚度550600m出露于向斜构造翼部。4）第四系（q）：以堆积、残积、坡积、冲积、洪积物的砂、砾及亚粘土组成。一般厚度为040m。2、煤系地层及含煤性1）煤系地层本区煤系地层为上二叠统龙潭组（p3l），总厚度220230 m，平均229m，含煤37层之多，根据岩性和含煤情况分为三段：（1）一段（p3l1）岩性为黑灰黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。含2430号煤，计7个煤层，可采煤层2层。岩煤层总厚42.92m，煤层总厚5.15m，可采煤层总厚2.40m。（2）二段（p3l2）岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩，含1223下号煤，计14个煤层，可采煤层10层。岩煤层总厚105.75m，煤层总厚16.13m，可采煤层总厚14.03m。（3）三段（p3l3）岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩，含110号煤，计16个煤层，区域可采煤层7层，矿区可采煤层4层。岩煤层总厚76.31m，煤层总厚10.54m，可采煤层总厚7.05m。2）含煤性矿区内含煤地层为龙潭组（p3l）一、二、三段，为黑灰黑色泥岩、粉砂质泥岩，灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩，灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩。 产2、5、8、10、12、15、17、19、24号煤层，含煤地层平均厚229m，共含煤37层，一般含煤812层，煤层平均总厚度31.82m，含煤系数14.13。可采煤层22.72m，可采煤层含煤系数9.92%。3、煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律矿区位于杨梅向斜西翼即发耳勘探区北盘江以西块段，构造形态单一，煤系地层走向北西南东，倾向北东，倾角2545，一般3035左右。煤层产状与地层产状一致。宣威组(p3x)为矿区内主要含煤地层，为一套陆相沉积。岩性主要为灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩及煤层组成，具水平层理、波状层理、交错层理，厚350430米，平均厚390米。4、断层、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律1）断层属于井田内部的断层仅有28#、29#，属井田边界的断层有3条，21#、22#、24#，井田界外的4条，23#、25#、26#、27#。9条断层中21#、23#、24#、29#可靠程度较高，其余较低，其中21#、22#、23#为正断层，24#为逆断层。22#正断层，倾向近南，倾角37；23#正断层，倾向近西，倾角近直立87，水平断距90110m；27#正断层，倾向南西，倾角50；24#逆断层，倾向南东，倾角近直立为86，水平断矿区位于盘关向斜西翼北端的大田坝井田范围内，大田坝向斜构成井田的主体，呈北西南东向不对称的向斜，北翼岩层倾向大于南西翼，倾角2648，向南西倾斜。南西翼岩层倾向较缓，为单斜构造，地距220230m。2）褶曲层倾角一般1020，仅西南边缘陡至5060。斜切高角度1528，向北东倾斜。向斜轴向南东方向倾没，倾角15左右，向深部开扩，北西、南东两端被24#、21#、23#断层切割，轴向北移。毛寨背斜已被断层切割成非完整背斜，但仍见背斜的踪影。毛寨背斜的轴向与向斜轴向近一致，向南东倾没，背斜两翼产状近似一致，倾向相反，倾角40左右，呈对称背斜。3）陷落柱目前区内未发现陷落柱。4）剥蚀带5、火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响本矿区无火成岩。6、构造类型贵州省盘县陆中德煤矿位于盘关向斜西翼北端的大田坝井田范围内，矿区的西部发育有24#断层，矿区的西部界外发育有23#、27#断层，矿区的北界外发育有22#断层、毛寨小背斜，矿山生产中揭露f1断层。对矿山生产影响较大的是24#和f1断层，24#为逆断层，倾向南东，倾角近直立为86，水平断距220230m，垂直断距尚不清楚，但已经造成24#断层和0、5号拐点之间矿界范围内无矿。f1为正断层，位于矿区西南范围，倾向北东，倾角60，垂直断距15m，由于倾向与煤层相反，因此，f1断层错断矿区范围内的所有煤层，给矿山生产造成较大影响。矿区范围内还零星分布几条小构造裂隙，对矿山生产影响很小。区内地层为一单斜岩层，倾向南西，倾角为3036。平均倾角为34。构造复杂程度属中等类型。二、煤层及煤质1、煤层赋存情况（包括可采煤层层数、厚度、倾角、结构、节理、层理发育情况等）本区煤系地层为上二叠统龙潭组（p3l），总厚度220230 m，平均229m，含煤37层之多，根据岩性和含煤情况分为三段：1）一段（p3l1）岩性为黑灰黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。含2430号煤，计7个煤层，可采煤层2层。岩煤层总厚42.92m，煤层总厚5.15m，可采煤层总厚2.40m。2）二段（p3l2）岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩，含1223下号煤，计14个煤层，可采煤层10层。岩煤层总厚105.75m，煤层总厚16.13m，可采煤层总厚14.03m。3）三段（p3l3）岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩，含110号煤，计16个煤层，区域可采煤层7层，矿区可采煤层4层。岩煤层总厚76.31m，煤层总厚10.54m，可采煤层总厚7.05m。井田内各主要煤层的顶底板多为泥岩、粉砂质泥岩，局部地区为粉砂岩，但7中、10、15、16、21、24号煤层以粉砂岩为主。煤层的底板几乎全部为粘土质泥岩和粉砂质泥岩，较松软遇水具可塑性。由此可见煤系地层以粉砂岩、泥岩、细砂岩夹煤层为主。早期属于近海冲积平原滨海泻湖盆地环境，晚期属于沼泽、泥炭沼泽环境。2、可采煤层矿区主要可采煤层为2、5、8、10、12、15、17、19、24共9个煤层，其煤层特征如下：2号煤层：位于龙潭组三段上部，距飞仙关组底部（标1）绿岩层8.96m，距5号煤层17.54m。煤层厚1.161.93m，平均1.69m。含夹矸01层，夹矸厚0.040.30m，夹矸岩性为泥质细砂岩。伪顶为厚0.15m左右的泥岩，间接顶板为粉砂岩，底板为粉砂质粘土岩。煤层结构简单、厚度稳定。5号煤层：位于龙潭组三段中部，距2号煤层17.54m。煤层厚0.691.82m，平均1.50m。含夹矸12层，夹矸厚一般0.20m左右，夹矸岩性为泥质粉砂岩。伪顶为厚0.20m左右的泥岩，间接顶板、底板为灰色粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。8号煤层：位于龙潭组三段下部，距5号煤层16.25m。煤层厚0.650.95m，平均0.85m。无夹矸。伪顶为厚0.10m左右黑色含油页岩，间接顶板为粉砂岩，底板为灰色粉砂质泥岩。煤层结构简单、厚度稳定。10号煤层：位于龙潭组三段近底部，距8号煤层9.82m。煤层厚1.301.93m，平均1.74m。无夹矸。顶板为粉砂岩夹细砂岩、底板为粉砂岩。煤层结构简单、厚度稳定。12号煤层：位于龙潭组二段顶部，距10号煤层14.87m。煤层厚1.762.53m，平均2.12m。无夹矸。顶板为粉砂岩，底板为粉砂质泥岩、粉砂岩。煤层结构简单、厚度较稳定。15号煤层：位于龙潭组二段顶部，距12号煤层11.79m。煤层厚1.351.62m，平均1.46m。无夹矸。顶板为灰色粉砂岩夹细砂岩，底板为灰色细砂岩、粉砂质。煤层结构简单、厚度较稳定。17号煤层：位于龙潭组二段中部，距15号煤层24.19m。煤层厚0.813.12m，平均2.69m。无夹矸。顶板为灰色粉砂岩、细砂岩，具鲕状，底板为灰色泥岩，具鲕状。煤层结构简单、厚度较稳定。19号煤层：位于龙潭组二段中下部，距17号煤层22.35m。煤层厚1.132.57m，平均2.18m。夹矸03层，夹矸厚度0.040.47m，夹矸岩性为砂质泥岩。顶板为灰色细砂岩、粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。24号煤层：位于龙潭组一段上部，距19号煤层33.65m，距龙潭组底部、峨眉山玄武岩组顶部38.14m。煤层厚0.701.39m，平均1.05m。夹矸03层，夹矸厚度0.030.60m，夹矸岩性为砂质泥岩。顶板为灰绿色粉砂岩、细砂岩，底板为泥质粉砂岩、粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。各可采煤特征见表2-1-1。表2-1-1 可采煤层特征表煤层编号最小厚度(m)最大厚度(m)煤层平均厚 度(m)煤层倾角()煤层平均间距(m)煤层结构煤 层稳定性顶底板岩性顶板底板21.161.931.693417.54单一稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩50.691.821.5034较复杂较稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩16.2580.650.950.8534单一稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩9.82101.301.931.7434单一稳定粉砂岩粘土岩、泥岩14.87121.762.532.1234单一稳定粉砂岩、泥岩粉砂质泥岩11.79151.351.621.4634单一稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩24.19170.813.122.6934单一较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩22.35191.132.572.1834较复杂较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩33.65240.701.391.0529较复杂较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩3、煤层顶、底板岩性特征、物理力学性质、结构及变化规律2号煤层位于龙潭组顶部，顶板为浅灰至灰绿色粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰色泥质粉砂岩，含植物化石及碎片，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。5号煤层位于龙潭组上部，顶板为灰色泥质粉砂岩，含较多的炭化植物碎片力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰白色泥质粉砂岩，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。8号煤层位于龙潭组上部，直接顶板为粉砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。10号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。12号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。15号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。17号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。19号煤层位于龙潭组中下部，直接顶板为粉砂岩、细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。24号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。综上所述，含煤地层局部地段存在粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤、小型断层破碎带等软弱层， 2、5、8、10、12、15、17、19、24煤层顶板力学强度中等，煤层底板力学强度很低，可采煤层的顶、底板稳定性不很好，如果支护不良，可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题，故本矿山工程地质条件为中等，在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。第三节 矿井瓦斯 一、矿井瓦斯根据贵州省能源局文件（黔能源发2010802号）“关六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，盘县陆中德煤矿矿井绝对瓦斯涌出量2.26m3/min，相对瓦斯涌出量18.18m3/t；绝对二氧化碳涌出量0.96m3/min，相对二氧化碳涌出量7.72m3/min，鉴定结果为突出矿井。结合采矿工程设计手册及矿井瓦斯涌出量预测方法（aq1018-2006）预测矿井瓦斯涌出量，经计算，矿井通风困难时期矿井相对瓦斯涌出量56.49m3/t。绝对瓦斯涌出量24.95m3/min。根据预测瓦斯涌出量情况判断为高瓦斯矿井。因此，矿井在今后的生产过程中，应注意收集并整理瓦斯资料，坚持一年一度的瓦斯等级鉴定工作，以便制定有效的、有针对性的排放瓦斯措施，确保矿井安全生产。根据贵州省安全生产监督局、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）的关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，陆中德煤矿属于国家划定的突出矿区范围内矿井，故盘县陆中德煤矿按煤与瓦斯突出矿井设计。1、矿井瓦斯赋存及规律煤层瓦斯含量包括游离瓦斯含量和吸附瓦斯含量两部分，其中游离瓦斯含量占总瓦斯含量的10%20%，吸附瓦斯含量占总瓦斯含量的80%90%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。瓦斯存在状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。2、煤层中瓦斯垂直分带形成原因：当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时，由于煤层中瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透，使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。四带： co2- n2带、n2带、n2ch4带、ch4带。 瓦斯垂直分带表名 称气 带 成 因瓦斯成分 %n2co2ch4co2 n2带生物化学空气2080208010n2带空气80102020n2ch4带空气变质208010202080ch4带变质2010803、瓦斯赋存状态煤体之所以能够保存一定数量的瓦斯，主要与煤的结构状态有密切关系。煤是一种复杂的孔隙性介质，有着十分发达的、大小不同的孔隙和裂隙，具有巨大的自由空间和孔隙内表面积(煤体孔隙的内表面积，每克煤可达150-200m2。因此，成煤过程中生成的瓦斯就能以不同状态存在于这些裂隙和孔隙内。煤矿矿井瓦斯通常是以如下两种状态存在于煤体之中：1）游离状态(也称自由状态)这种瓦斯以完全自由的气体状态存在于煤体或围岩的较大裂缝.孔隙或空洞之中.游离瓦斯可以自由运动或从煤(岩)层的裂隙中散出来，因此表现出一定压力，煤体内游离瓦斯的多少取决于储存空间的大小，瓦斯压力及围岩温度等因素。2）吸附状态(也称结合状态)按其结合形式的不同，分为吸着和吸收两种状态。吸着状态是瓦斯气体分子在其与煤粒固体分子间的引力作用下，而被吸着在煤体孔隙的内表面上所呈现的状态，其形成一层很薄的吸附层，吸收状态是瓦斯分子进入煤体胶粒结构内部与煤分子结合而呈现的一种状态，以吸附状态存在的瓦斯量的多少，取决于煤的结构物质、炭化程度等。游离状态与吸附状态的瓦斯并不是固定不变的，而是处于不断变换的动平衡状态，当条件发生变化，这一平衡就会遭到破坏。在压力降低.温度升高或煤体结构受到破坏时。部分吸附状态的瓦斯就转化为游离状态，这种现象叫解吸；反之，当压力增大或温度降低时，部分游离的瓦斯也会转化为吸附状态，这种现象叫吸附。4、瓦斯压力、煤层瓦斯含量及梯度由于本矿井勘探程度较低，资源储量核实报告没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料。根据贵州省煤炭科学研究所和盘江矿务局1995年进行的盘江矿区瓦斯赋存规律及防治措施的研究省级科研项目的结论，铅垂方向上，随着煤层瓦斯埋深的增加，瓦斯含量逐渐增大，瓦斯含量梯度为0.0352-0.0844m/t/m。在相同标高的不同煤层，下覆煤层的瓦斯含量一般比上覆煤层瓦斯含量大，在地质构造带附件，煤层瓦斯含量变化较大，不成规律性分布。另外，1998年贵州省煤炭科学研究院和盘江煤电（集团）有限责任公司土城煤矿进行了“土城矿煤层瓦斯赋存基本参数测试”，主要对煤层原始瓦斯压力、煤层原始瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、煤层百米钻孔瓦斯涌出初速度进行测试，其测试结果见表1。表1 土城矿煤层瓦斯赋存基本参数汇总表煤层编号测试点数瓦斯压力（mpa）瓦斯含量（m/t）透气性系数（m2/mpa2.d）百米钻孔瓦斯涌出初速度（m2/（min.100m）钻孔瓦斯流量衰减系数110.1311.2810.3563.48510-4520.42-1.084.135-5.988.8610-4-2.46510-40.1470.832611.7611.86718.1211.5761.078911.039.4321.74330.3790.2941240.62-1.448.153-10.5180.227-62.710.244-2.3510.0083-1.5311511.8512.5645.81810-40.1330.7591810.54.08597.61.9140.0126由于土城矿瓦斯资料无法分析该矿井瓦斯梯度等内容，本次对盘县陆中德煤矿瓦斯预测采用1995年进行的盘江矿区瓦斯赋存规律及防治措施的研究中的瓦斯梯度。参考邻近矿井瓦斯资料，从该矿瓦斯赋存以及安全角度出发，本次设计选取0.06m/t/m作为陆中德煤矿瓦斯梯度，利用瓦斯梯度和垂深预计陆中德煤矿在采矿许可最低开采标高+1300m水平各煤层瓦斯含量见表2。表2 +1300m水平各煤层瓦斯含量表煤层垂深（m）瓦斯梯度（m/t/m）瓦斯含量（m3/t）煤层垂深（m）瓦斯梯度（m/t/m）瓦斯含量（m3/t）22320.0613.92153200.0619.2052540.0615.24173210.0619.2682740.0616.44193320.0619.92102860.0617.16243490.0620.94123040.0618.245、矿井瓦斯等级根据贵州省能源局2010年12月21日（黔能源发2010802号）“关于六盘水市煤矿2010年度瓦斯等级鉴定报告的批复”：鉴定结果为突出矿井。矿井近三年瓦斯等级鉴定见表3。表3 陆中德煤矿近三年瓦斯等级鉴定结果表6、矿井瓦斯涌出量根据贵州省能源局文件（黔能源发2010802号）“关六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，盘县陆中德煤矿矿井绝对瓦斯涌出量2.26m3/min，相对瓦斯涌出量18.18m3/t；绝对二氧化碳涌出量0.96m3/min，相对二氧化碳涌出量7.72m3/min，鉴定结果为突出矿井。结合采矿工程设计手册及矿井瓦斯涌出量预测方法（aq1018-2006）预测矿井瓦斯涌出量。本设计采用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量时，得：矿井相对瓦斯涌出量为39.75 m3/t，为高瓦斯矿井；采用分源法预测矿井瓦斯涌出量时，得：矿井相对瓦斯涌出量为：56.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为：24.95 m3/min，为高瓦斯矿井。本设计以采用分源法预测的矿井瓦斯涌出量（相对56.49 m/t；绝对24.95 m/min）作为配风、抽采的依据。矿井瓦斯含量预测，瓦斯涌出量计算详见第一章，第三节。二、煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室对该矿的2、5、8、10、12、15、16（现为17）、18（现为19）、20（现为24）煤层进行煤层自然发火倾向等级鉴定，结果为2、5、8、10、12、15、17、19、24煤层自然发火倾向性为级，即不易自燃。本专篇按不易自燃煤层的矿井设计管理。但矿井在以后生产管理中要注意观察自燃发火征兆，加强管理，同时要加强外因火灾的防治工作。三、煤尘爆炸危险性贵州省煤田地质局实验室2004年8月提供的盘县陆中德煤矿2、5、8、10、12、15、16（现为17）、18（现为19）、20（现为24）煤层煤尘爆炸性鉴定报告，鉴定结果：鉴定煤层煤均为煤尘有爆炸性。本专篇按煤层有爆炸性设计管理。四、煤层顶、底板情况1、2号煤层位于龙潭组顶部，顶板为浅灰至灰绿色粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰色泥质粉砂岩，含植物化石及碎片，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。2、5号煤层位于龙潭组上部，顶板为灰色泥质粉砂岩，含较多的炭化植物碎片力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰白色泥质粉砂岩，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。3、8号煤层位于龙潭组上部，直接顶板为粉砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。4、10号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。5、12号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。6、15号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。7、17号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。8、19号煤层位于龙潭组中下部，直接顶板为粉砂岩、细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。9、24号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。五、冲击地压危险性地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，陆中德煤矿在一采区开采时按没有冲击地压危险考虑。六、地温情况矿内平均地温梯度1.972.90/100m，均在3/100m以下，属正常地温梯度。当开采深度增大时地温相应会增大。七、邻近矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出、地温等实际情况本矿近年的瓦斯等级鉴定结果均为高瓦斯矿井，煤尘鉴定结果为有爆炸危险性，煤层自燃倾向鉴定结果为iii类不易自燃煤层，除2#、5#煤层外，其他煤层未作煤与瓦斯突出危险鉴定，但该区属于国家划定的突出危险矿区。矿井实际生产过程中未发生过瓦斯煤尘爆炸事故、未发生过煤层自燃现象、未发生过煤与瓦斯突出现象，地温正常。第四节 矿井瓦斯抽采1、矿井瓦斯抽采的可行性衡量煤层可行性的指标主要有三项：煤层的透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、钻孔瓦斯极限抽放量。由于本矿瓦斯资料欠缺，未能获得煤的孔隙率、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等资料，无法定量分析瓦斯抽采难易程度，但据以前的抽采经验，盘县煤矿矿区瓦斯抽采效果较好，分析认为该矿进行瓦斯抽采是可行的。2、矿井瓦斯抽采的必要性根据煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范（aq1055-2008）第3.4.4.1条规定，矿井必须进行瓦斯抽采。有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采：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；高瓦斯或煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的。根据黔府办发200883号文件，瓦斯含量达到或超过8.0立方米/吨的煤层（区域）、瓦斯压力达到或超过0.74mpa煤层（区域）必须预抽煤层瓦斯，消除瓦斯隐患后，再安排采掘作业。 根据预测结果，可采煤层最小瓦斯含量：13.92m3/t，最大瓦斯含量：20.94m3/t，对矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井瓦斯涌出量的预测结果看出，在不进行抽采的情况下，矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井的瓦斯涌出量较大，如果不对煤层瓦斯进行预抽，单采用通风的手段难以解决瓦斯超限问题，难以保证矿井的安全生产；矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计，从防突的角度，必须进行瓦斯抽采。第五节 矿井瓦斯抽采设备1、 瓦斯抽放率该矿按煤与瓦斯突出矿井设计，设计建立地面永久性瓦斯抽放站。根据aq1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标，矿井瓦斯抽采率应达到的指标为35%(矿井绝对瓦斯涌出量q，当20q40时，本矿24.95)，采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标为30%(采煤工作面绝对瓦斯涌出量q，当10q20时，本矿14.26)。因此本设计取回采工作面瓦斯抽采率54.12%、掘进工作面瓦斯抽放率按49.43%，采空区瓦斯抽放率按40.47%，则矿井瓦斯抽放率为48.90%。见表4。 2、抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与pvc煤矿井下用聚氯乙烯管。3、瓦斯抽采泵瓦斯抽放泵房已安装2台高负压2bea303型水环式真空泵，功率75kw，抽气量53m3/min，极限真空度3000pa。结合上面瓦斯泵选型计算结果，分析认为，现已安装的瓦斯泵流量只能满足采区高负压抽采要求。矿井选择2台低负压2bec40型水环式真空泵，功率75kw，抽气量42m3/min，极限真空度30hpa。瓦斯抽放设备冷却：采用循环水冷却方式，电控设备：选用隔爆馈电开关kbz-400/380，三台；隔爆启动器 qbz-200/380，四台，对瓦斯泵进行控制。抽放泵站附属设施与安全保护装置齐全，第二章 抽放巷道工程概况1350瓦斯抽放巷布置在1350二石门（标高为+1350米）西翼 ，在m17煤层顶板物稳定岩层中，距m17煤层的水平距离达18-24.19米，距m12煤层11.79-16.79米。1350瓦斯抽放巷为净宽3.2米，净高2.2米的梯形断面，净断面积6.16。巷道采工字钢梯形棚支护。该巷道设计长度为460米。1350瓦斯抽放巷的作用有四个：一是区域性预测；二是区域措施效果检验；三是主要为采区各煤层煤巷条带瓦斯服务，施工瓦斯抽放钻孔采用穿层钻孔预抽各煤层瓦斯；四作为采区1350石门水平的集中运输巷。第三章 抽放方法与工艺本矿为煤与瓦斯突出矿井，严格执行先抽后掘 ，在1350瓦斯抽放巷预抽煤层瓦斯的同时，还必须按防突规定要求落实“四位一体”的综合防突措施：进行区域性突出危险预测；防治突出措施；防治突出措施的效果检验，并经措施效果检验无煤与瓦斯突出危险后，方可在该区域的消突范围内开展煤巷掘进施工。在煤巷掘进施工时必须进行区域验证及开展局部防突工作。一、抽采方式：顶、底板抽采巷穿层抽采在1350瓦斯抽放巷内向巷道顶板打穿层钻孔抽采2、5、8、10、12、15煤层瓦斯预抽，同时按顶板抽采巷向巷道底板打穿层钻孔对17、19、24煤层进行瓦斯预抽，即对抽采保护层2#煤的同时，又抽采被保护层5#、8#、10#、12#、15#煤的瓦斯。由抽采巷向工作面区域施工密集穿层钻孔预抽掘进巷道条带瓦斯，掘进条带内钻孔终孔点间距按4m布置钻孔，确保在掘进施工前，能有效地预抽控制掘进条带内瓦斯抽采率达到规范的要求。穿层钻孔终孔点必须达到煤层顶、底板岩石内不小于0.5m，采用聚氨脂封孔或水泥注浆泵封孔。图1顶、底板抽放巷布置钻孔预抽瓦斯示意图图1 顶、底板穿层抽放示意图二、钻孔布置及参数一）、钻孔布置：1350瓦斯抽放巷为净宽3.2米，净高2.2米的梯形断面，净断面积6.16。巷道采工字钢梯形棚支护。该巷道设计长度为460米。在巷道右帮按间隔4米布置一组穿层抽放孔，钻孔抽放半径暂按2米考虑，钻孔必须打穿过17#煤层进入底板岩石不少于0.5米，每组钻孔设计7个，控制11704运输巷掘进条带上帮20米，下帮10米范围。见1350瓦斯抽放巷穿层钻孔设计图。1、钻孔直径采用zdy-750钻机打眼，钻孔直径75mm。2、钻孔长度钻孔从巷道两帮开孔后穿透各可采煤层打入煤层顶底板，进入17#等煤层底板不少于0.5米，各抽放钻孔必须在施工设计时，根据地层产状与控制范围等参数计算出钻孔倾角、方位、长度等参数。3、钻孔布置及封孔材料钻孔布置：钻孔必须在巷帮腰线上下位置设计时均匀布置，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。封孔材料：采用聚氨酯及水泥浆封孔泵封孔，封孔材料采用矿井允用的工程塑料管，采用425水泥与水搅拌制成，水灰比1：1，钻孔封孔长度为8m。抽放钻孔的封孔设备选用kfb型封孔泵，其额定压力1.2mpa，流量为0.5m3/h。二）、设备选型及主要检测仪表1、钻机采用型号为zdy-750的防爆液压钻机4台，其钻进深度可达150m，其中3台使用，1台备用。2、主要检测仪表孔板式流量计2台安装在管道的直线段内，孔板前后最好有5 m以上的直线段，孔板圆孔与管路要同一圆心，端面与管路轴线垂直。孔板式流量计安装在抽放总管、分管和支管上。afj3-150u型急倾斜压差计3台afp系列皮托管4支光干涉瓦斯检定器aqj2型0100% 2台根据矿井的开拓布置和瓦斯抽采强度，配置了如表5所示的设备和仪器。表5 瓦斯抽采主要装备表序号设备名称设备型号单位数量1液压钻机zdy-750型台42封孔泵kfb型台13空盒气压计dym台24急倾斜压差计afj3-150u台35孔板流量计台26皮托管支47气体负压取氧管支28钻杆m200四、测定相关区域的煤层原始瓦斯参数通过1350瓦斯抽放巷施工穿层钻孔测定各煤层瓦斯压力。五、瓦斯抽采应达到的指标突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t（6m3/t）以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74mpa（0.6mpa）以下。六、封孔方法和技术要求抽放钻孔封孔方式主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔等，设计使用聚胺脂封孔方法，但煤矿也可结合本矿的实际情况采用其它合理有效的封孔方法。封孔长度：封孔长度5m，。现将几种封孔方式介绍如下：1、采用水泥注浆泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，效果好，但操作较为复杂。可采用kfb型矿用封孔泵进行封孔。kfb型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽放封孔，同时还广泛应用于煤层注水封孔、注浆封孔及其它各种类型钻孔的封孔。该泵自身具有搅拌功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其额定压力1.2mpa，流量为0.5m3/min。图3-3-1 封孔泵结构图kfb型矿用风封孔泵其主要由（图3-3-1所示）电动机（1）、安全离合器（2）、变速系统（3）、搅拌机（4）、离合器（5）、离合器操作手柄（6）、送浆泵（7）及机座（8）组成。封孔管采用抗静电的煤矿抽放专用pvc管或金属管。回采工作面预抽钻孔封孔长度为5m，掘进工作面边掘边抽钻孔封孔长度为5m（同时将上循环抽放钻孔的残孔封孔8m），封孔材料采用425#硅酸盐水泥，配比为1：0.4；孔内抽放管长度6m，封孔长度为5m，抽放管在孔内端钻1020个直径10mm的小孔，并用双层铁筛网扎好。1注浆泵 2封堵材料 3连接管图3-3-2 注浆泵与被封钻孔的连接图封孔工艺过程：一般在打钻将要结束时就可开始准备水泥沙浆。水泥沙浆一般应加入适量的膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂缝。当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。注浆泵与所封钻孔的连接如图3-3-2所示，井下封孔操作方法为：a.检查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否带全；b.检查抽放钻孔所需抽放管是否齐全，长度是否达到要求（40mm，长度10m）；c.根据井下顺层抽放钻孔的封孔深度，计算所需要的水泥量，在该矿封8m的孔一般是用一包水泥，水泥：水=1：0.4（重量比）；d.封孔泵直接将配比好的水泥浆注送入钻孔内封住孔口。2、聚氨酯封孔（推荐采用）聚氨酯封孔就是用异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体进行密封钻孔。聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压6080kpa、正压2mpa下，钻孔密封严实不漏气。聚氨酯封孔采用卷缠药液与压注药液2种工艺方法。现主要应用的是卷缠药液法，封孔深度一般为36m。钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.47.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。聚氨酯封孔（见图3-3-4）即是在孔内抽放管的前端套上铁档板、木塞和橡胶垫圈，在距抽放花孔端的橡胶垫圈1m处，再套上木塞和铁档板，并用铁线缠紧固定，在间距1m内的抽放管上固定一块毛巾布（1m0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1kg左右。钻孔与管路的连接：聚氨酯封孔1小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路的连接（见图3-3-5）所示。连接管采用胶管。图3-3-41-铁挡板.2-木塞.3-橡胶垫圈.4-毛巾布.5-铁线.6-抽放管.7-钻孔.8-聚氨酯密封段.9-水泥沙浆.7-钻孔 第四章 抽放管道安装一、抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与pvc煤矿井下用聚氯乙烯管。二、瓦斯抽放管路与抽放孔的联接用弹簧软管将每个钻孔瓦斯抽放管与每组钻孔的汇流管相连，汇流管与巷道中的瓦斯抽放支管联接。如图所示。 图3-3-5 瓦斯抽放钻孔连接示意图1-煤层；2-钻孔；3-封孔材料；4-胶管（弹簧软管）；5-流量计；6、9、10、11-闸门；7-汇流管：8-放水器；12-瓦斯抽放支管当使用煤矿瓦斯抽放金属钢管作为瓦斯抽放主管道时，瓦斯抽放主管道均采用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹像胶密封圈，为安装方便，抽放管路拐弯处也可采用弹簧软管代替铁管。当使用矿用聚氯乙烯pvc-kw专用煤矿瓦斯抽放管作为瓦斯抽放主管道时，管道连接可采用承插粘接的方法连接，也可采用全塑活套平承法兰连接的方法连接。三、管路敷设1、管路敷设管路联接是瓦斯抽采管网系统中重要环节，是系统中主要漏气点。法兰联接较焊接具有安装、拆卸方便、安全可靠等优点而广泛应用。本设计选用法兰联接管路。法兰盘在瓦斯管道的两端，井下管路联接时两管路法兰盘间加橡胶密封圈，用螺栓紧固。管路敷设及安装要符合下列要求：1. 瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施，在安设之前必须对管路的内外部进行防腐处理（选用煤矿专用抽放镀锌钢管或煤矿专用pvc-kw瓦斯抽放管的，不受此限）2. 管路敷设要求平直，尽量避免急弯抽采管路通过的巷道曲线段少、距离短。若采用无缝钢管则必须进行防腐处理