铁新煤业井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计

山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计说 明 书辽宁工程技术大学二O一二年二月目 录1 矿井概况11.1 交通位置11.2 自然地理11.3 地质特征与煤层赋存21.4 矿井开拓开采及生产概况71.5 矿井通风及瓦斯涌出82 矿井瓦斯储量102.1 煤层瓦斯参数102.2 矿井瓦斯储量113 矿井瓦斯涌出量预测143.1 回采工作面瓦斯涌出量预测143.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测163.3 矿井瓦斯涌出量预测184 矿井瓦斯抽采的必要性与可行性194.1 工作面瓦斯来源分析194.2 新建瓦斯抽采系统的必要性194.3 瓦斯抽采的可行性205 抽采瓦斯方法的选择225.1 抽采瓦斯方法的选择原则225.2 矿井瓦斯来源分析225.3 抽采瓦斯方法介绍235.4 抽采瓦斯工艺设计245.5 瓦斯抽采方法确定335.6 抽采瓦斯效果预计335.7 矿井瓦斯抽采量335.8 矿井瓦斯抽采率345.9 建立抽采系统的类型345.10 抽采施工设备、检测仪表及施工量356 瓦斯抽采管路系统布置及选型366.1 瓦斯抽采管路系统的选择366.2 瓦斯管路敷设路线366.3 抽采瓦斯管径选择376.4 抽瓦斯管的连接方式376.5 管网阻力计算376.6 管路敷设及附属装置387 瓦斯抽采设备布置及选型427.1 选型原则427.2 抽采泵流量计算427.3 抽采瓦斯泵压力计算427.4 瓦斯泵的真空度计算447.5 抽采泵选型447.6 瓦斯抽采泵站477.7 抽采瓦斯泵房主要附属设施478 矿井瓦斯抽采工程工期预计508.1 瓦斯抽采工程508.2 施工进度指标及工期预计509 抽采系统及瓦斯输送安全措施519.1 抽采泵站安全措施519.2 瓦斯抽采系统安全管理519.3 抽采钻场、钻孔施工时防治瓦斯危害的措施529.4 管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施529.5 斜巷、立井管路防滑措施539.6 管路防腐及地面管路防冻措施539.7 煤矿低浓度瓦斯管道输送安全保障措施5310 瓦斯抽采的配套设施5510.1 供排水系统5510.2 泵站的供电系统及通讯5510.3 检测、监控系统5711 抽采瓦斯管理6011.1 管理与规章制度6011.2 瓦斯抽采人员配备6111.3图纸、常用记录和技术资料6211.4 常用记录和报表格式6212 经济概算及投资6512.1 概算编制范围及依据6512.2 概算投资及明细6512.3 投资来源6512.4 技术经济分析及评价6512.5 主要技术指标表67III山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计前 言一、概述山西保利铁新煤业有限公司地处霍西煤田北部灵石县两渡镇新庄村附近，行政区划属灵石县两渡镇管。2005年底保利科技公司介入铁新煤矿，山西保利铁新煤业有限公司是保利在灵石县兼并重组的企业之一，矿井设计生产能力为0.90Mt/a，现矿井主采2号、9号煤层。根据辽宁工程技术大学山西保利铁新煤业有限公司瓦斯基础参数测定与瓦斯抽采可行性研究研究报告，矿井整合后生产能力大大提升，同时随着矿井开采水平的延伸，开采深度增大，矿井瓦斯涌出量较大，瓦斯问题成为制约矿井安全生产的首要问题。为确保矿井安全、高效生产，解决目前矿井瓦斯问题，铁新煤业研究决定建立井下移动瓦斯抽采泵站。该泵站服务于地面永久瓦斯抽采系统建成之前。二、任务来源受山西保利铁新煤业有限公司的委托，辽宁工程技术大学承担了山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采工程初步设计任务。辽宁工程技术大学科研人员认真研究和分析了铁新煤矿的煤层赋存、开拓开采及瓦斯涌出等情况后认为：由于铁新煤矿缺乏瓦斯抽采的经验，建立地面瓦斯抽采泵站的时机尚不成熟，应尽快着手在铁新煤矿建立井下局部瓦斯抽采系统，由试验确定最佳抽采方法和抽采参数，为建立永久性地面泵站抽采系统提供可靠的依据，避免盲目投资造成浪费。经山西保利铁新煤业有限公司同意，双方签定了技术合同，辽宁工程技术大学承担了铁新煤矿井下局部瓦斯抽采设计任务。三、瓦斯抽采工程设计编制主要依据1、山西省霍西煤田灵石县铁新井田勘探地质报告 山西煤田地质勘探148队；2、山西保利铁新煤业有限公司瓦斯基础参数测定与瓦斯抽采可行性研究 辽宁工程技术大学；3、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB 50471-2008）住房和城乡建设部、国家质量监督检验检疫局联合发布； 4、矿井瓦斯涌出量预测方法 （AQ1018-2006） 国家安全生产监督管理总局； 5、瓦斯抽采基本指标 （AQ1026-2006） 国家安全生产监督管理总局；6、煤矿安全规程（2011版）；7、山西省煤炭工业局晋煤安发（2008）313号文件关于下发瓦斯抽采工程设计编制提纲等有关规定； 8、低浓度瓦斯输送安全保障系统设计规范（AQ10762009）9、铁新煤业提供的其它地质资料和生产实测资料及正常生产情况下瓦斯涌出情况。四、设计的指导思想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、因地制宜地采用新技术、新工艺、新设备、新材料；3、尽量利用原有的巷道、不增加开拓费用；4、设备、管材选型留有余地，能充分满足工作面瓦斯抽采的需求；同时满足永久抽采系统形成后的联网。5、抽采设计与矿井开采设计同步进行，合理安排掘进、抽采、回采三者间的超前与接替关系，保证有足够的工程施工及抽采时间。五、瓦斯抽采工程设计简介设计的具体内容为：1、铁新煤业瓦斯赋存情况、抽采瓦斯的可行性及必要性、抽采瓦斯方法的确定、抽采瓦斯量预计等进行详细阐述；2、瓦斯抽采管网、抽采瓦斯钻场与钻孔参数设计；3、抽采瓦斯系统的设备、仪器、仪表及附属装置选型及安装设计；4、抽采硐室总平面布置及给供电、排水、通讯及安全监测辅助设施；5、抽采瓦斯管理及安全措施；6、技术经济分析；7、设备清册与工程投资概算；2山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计1 矿井概况1.1 交通位置山西保利铁新煤业有限公司地处霍西煤田北部灵石县两渡镇新庄村附近，行政区划属灵石县两渡镇管辖。其地理位置为：东经：11144271114645，北纬：365610365752。南同蒲铁路干线从本井田东侧1km处通过，灵石县车站距本井田12km，与南同蒲铁路并行的大（大同）运（运城）国家二级公路及大运高速公路距本井田10km，井田交通较为便利（见图1-1）。1.2 自然地理1.2.1 地形、地貌及河流本井田地处黄土高原，属低山丘陵及梁状黄土台源地貌，地形切割剧烈，沟谷多呈“V”字型，井田内整体地势为北高南低，最高点位于井田东北角山顶，标高+981m，最低点位于井田南部沟谷内，标高+740m，最大相对高差241m。井田内沟谷十分发育，沟坡陡峭，除沟底有基岩出露外，大部为黄土覆盖，由于地表植被稀少，水土流失严重，属侵蚀、剥蚀区。井田水系属汾河水系，井田内无常年性河流，仅在雨季时井田呈南北向的大沟谷才有洪水流过，最后注入汾河。1.2.2 气象及地震情况本区属大陆性气候特征，一年四季分明，昼夜温差较大，季风较强，冬季寒冷，春季干旱多风，蒸发量大于降水量，降水量集中在7、8、9三个月，据近几年资料统计，年平均气温为9，1月份为最冷月份，平均气温为-16（最冷可至-26），7月份为最热月份，平均为28（最热可至37），年降水量为519mm，年蒸发量为1711mm，为降水量的3倍，无霜期仅150-160d，最大冻土厚度为1m。据历史记载，灵石县本地以往未发生过大的地震，但周围县市地震多次波及灵石地区，如1291年临汾大地震，1614年平遥榆社地震，1618年介休地震，震级均在5级以上，1979年6月介休发生5.2级地震。以上历次地震在灵石地区均有不同程度震感，有的甚至造成一定程度破坏。据国家建筑抗震设计规范（GB500112001），灵石县地震烈度属8度区，地震加速度值为0.20g。图1-1 矿井交通位置图1.3 地质特征与煤层赋存1.3.1地质构造（一）区域构造本井田位于山西省霍西煤田的北部，西有吕梁复式背斜，东有霍山背斜。本区总体地质构造线走向为北北东南南西，复向斜倾向分别为南东和北西。其中波浪式平缓褶皱较为发育，局部也存在小规模的断裂，地层倾角一般为815，局部地段因断裂及褶皱影响，倾角大于20。（二）井田构造本井田位于阳泉曲、汾西盆状复向斜的北部偏东，井田内地层根据底板等高线反映，总体构造为一近东西展布的向东倾伏的背斜构造。岩层向北东、南东倾斜，倾角小于5，在井田的南中部倾角较大，可达8，在地面上发育一条向斜和一条背斜，两条正断层及三个滑坡，现分述如下：（1）褶曲S1向斜：位于井田的东北角，大太西村北200m左右，轴线走向N74W，两翼倾角基本一致，67，两翼出露地层均为上石盒子组二、三段，起伏幅度不大，井田内延伸长度约1.9km。S2背斜：位于井田的南部，横贯整个井田，轴线走向N82W，两翼倾角基本一致，59，两翼出露地层均为上石盒子组下段，起伏幅度不大，井田内延伸长度约3.5km。（2）断层本井田发育两条断层，分布在井田的西南部，均为地面所见。F1正断层：位于新槽村北2.5km处，走向N75E，倾向南东，倾角7475，落差37m，延伸长度约1km。F2正断层：位于F1正断层南60m处，基本与F1正断层平行，倾角74，落差3m，延伸长度约230m。需要说明，上述两断层均为地面所见，在距其仅有50m的22-1号孔中未能发现断层存在，考虑到两断层落差均很小，且难以有证据证实两断层影响到煤层，故在煤层底板等高线图上未出现两断层地质构造：但通过黑龙江煤田地质物理勘探队于2008年6月完成的铁新煤矿三维地震勘探，以及铁新煤矿采掘工作面揭露情况分析，查明铁新煤矿组合断层52条，全是正断层，断层走向以NE向为主。其中：落差大于20m的断层有2条，落差大于1020m的断层有9条，落差在510m的断层16条，落差小于5m的断层25条，次生小断层根据实际揭露情况确定，因此，铁新煤矿属于地质构造比较复杂的矿井。除上述构造外，在井田东部及南部好县还发现滑坡3处，最大者长轴近40m。井田内未见陷落柱及煤系地层岩浆岩侵入现象。根据国土资源部2002-12-17发布煤、泥炭地质勘查规范有关规定，井田构造复杂程度为简单型（类）。1.3.3 煤层（一）含煤性本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，含煤地层平均厚122.54m，共含煤12层，自上而下编号依次为1、1下、2、3、5上、5、7、8、9、10（10+11）、10下、11号煤，煤层总厚10.31m，含煤系数8.4，其中可采及局部可采煤层有4层，自上而下编号依次为2、3、5、9、10（10+11）号煤，可采煤层总厚8.19m，可采含煤系数6.7。山西组：平均厚度43.35m，含煤4层分别为1、l下、2、3号煤。其中1、l下号煤位于本组上部，呈一煤组出现，层位不稳定，l下号煤层不可采极不稳定，l号煤不可采；2号煤位于山西组中部，层位较稳定，2号煤层局部可采；3号煤位于山西组下部K7砂岩之上，不稳定属局部可采煤层。本组平均含煤总厚2.22m，含煤系数5，可采煤层总厚1.59m，可采含煤系数3.7。太原组：平均厚度79.19m，共含煤8层，自上而下分别为4、5上、5、7、8、9、10（10+11）、10下、11号煤，其中5号煤位于本组上部属零星可采煤层；5上号煤层不可采，7、8号煤位于本组中部均不可采，9、10（10+11）号煤位于本组下部层位稳定，全井田可采，11号煤在与10号煤分叉区稳定可采，10下号煤位于本组下部，个别钻孔可见，见一个可采点。本组煤层总厚8.09m，含煤系数10.2%，可采煤层总厚4.84m，可采含煤系数6.1%。（二）可采煤层煤层产状：煤层向北东、南东倾斜，倾角小于5，在井田的南中部倾角较大，可达8，井田内局部可采、可采煤层共有4层，即山西组2、3号煤层和太原组9、10（1011）号煤层，现分述如下：2号煤层位于山西组中部，本煤层井田内大部可采，煤层厚02.07m，平均0.95m，一般中下部含一层夹矸，顶板多为泥岩、砂质泥岩，底板多为泥岩、粉砂岩。3号煤层位于山西组下部，本煤层井田内局部可采，煤层厚01.40m，平均0.71m，不含夹矸或含一层夹矸，顶板多为泥岩、砂质泥岩，局部为粉砂岩，底板多为泥岩、砂质泥岩。9号煤层本层位于太原组下部K2灰岩之下，层位稳定，结构单一，煤层厚度变化小，厚度l.00l.73m，平均1.35m，属全井田可采的稳定煤层。一般不含夹矸，顶板为K2石灰岩，底板为泥岩或粉砂岩。10（10+11）号煤层本层位于太原组下部，上距9号煤l.073.97m，平均2.51m，10号煤层厚度1.454.20m，平均3.50m，10+11号煤层厚5.776.36m，平均5.98m，属全井田可采的稳定煤层，结构简单复杂，常含24层夹矸，除10、11号煤之间夹矸较厚易对比外，在井田南部10号、11号煤层之间的夹矸厚度大于0.70m将10号与11号煤分为两层煤。其它夹矸均较薄，不易分层对比。顶板多为泥岩，底板为泥岩、砂质泥岩或炭质泥岩。表1-1 可采煤层特征一览表煤层编号煤层厚度（m）层间距（m）稳定性结构煤层顶底板最小-最大/平均最小-最大/平均顶板底板20.2-2.070.958.77-31.3516.57不稳定简单泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩30-1.400.71不稳定简单泥岩砂质泥岩泥岩粉砂岩44.71-67.0055.0991.00-1.731.35较稳定简单石灰岩泥岩1.07-3.972.10101.45-4.203.50稳定复杂泥岩砂质泥岩1.3.4 煤质（一）煤的物理性质及煤岩特征（1）物理性质井田内各可采煤层以黑色、深黑色，条痕浅黑色，灰黑色，玻璃光泽为主，具金钢光泽，条带状，均一状结构，层状构造。内生裂隙发育，9号煤多充填方解石脉。性软、易碎。10+11号煤含夹矸35层，夹矸中偶见植物化石碎片。（2）煤岩特征各煤层宏观煤岩特征无明显差异，山西组煤层以光亮煤及半亮煤为主，太原组以半亮煤为主，具暗淡煤。2号煤以光亮煤及半亮煤为主，块状，具暗煤条带，煤质较好，内生裂隙发育，镜煤比例较多。5号煤以暗淡型煤为主，比重大，灰份高，常相变为炭质泥岩。9号煤以半亮煤为主，具光亮煤薄层条带，煤质较好，质轻、易碎。10+11号煤中上部煤质较好，以半亮煤为主，夹暗煤条带，下部煤质较差，含黄铁矿结核，以暗淡煤为主。（二）煤的化学组成及工艺性能煤的灰分（Vdaf）2号煤层原煤灰分12.5542.12，平均30.96；3号煤层原煤灰分25.6234.75，平均30.72；9号煤层原煤灰分6.3631.35，平均13.03%；10（10+11）号煤层原煤灰分7.0328.55，平均14.92。9、10（10+11）号煤层经l.40的比重液洗选后精煤灰分一般在15%以下，其它各可采煤层以1.40的比重液洗选后一般在2035之间。全硫（St.d）各煤层原煤全硫组分较高。2号煤层原煤硫含量平均值为1.23%，浮煤为0.50%-1.42，属低硫中高硫煤。5号煤层原煤硫含量平均值为1.46%，浮煤为0.50%-1.65，属低硫高硫煤。9号煤层原煤硫含量平均值为2.89%，浮煤为1.81%-3.87，属高硫煤。10号煤层原煤硫含量平均值为2.91%，浮煤为1.76%-3.22，属高硫煤。11号煤层原煤硫含量平均值为1.90%，浮煤为0.64%-3.25，属低硫高硫煤。磷（Pd）本井田除2、3号煤层磷含量为0.014%、0.017%属低磷以外，其它各可采煤层原煤磷含量均小于0.01，属特低磷煤。发热量：各煤层平均干燥无灰基高位发热量Qgr.v.d变化在22.760MJ/kg30.999MJ/kg之间，9号煤最高为30.999MJ/kg。9、10号煤层原煤灰分较低，其Qgr.v.d较高，本井田各可采煤层的原煤发热量与原煤灰分呈明显的负相关关系。粘结性：各煤层的粘结性指数平均值变化较大，在6292.5之间，其中9号煤Y值小于10mm，属弱粘结性煤，5、11号煤Y值均大于20mm属强粘结性煤，2、10+11号煤Y值平均19.613.l，属中等粘结性煤。煤及焦炭对CO2的反应性：灰熔融性：本次勘探在全部11个钻孔的可采煤层进行了灰熔性测定，ST在1130到1500，2、9、10+11号煤平均值分别为：1396、1248、1370，因此，2、10+11号煤为高熔灰分，9号煤为低熔灰分。（三）煤质评价及工业用途煤质综合评价：按现行中国煤炭分类国家标准GB-5751-86及灰分级GB/T15224.2-94和硫分级GB/T1524.1-94、磷MT/T562-1996综合评价本井田煤类如下：2号煤为中高灰，低中硫，低磷的肥煤、焦煤；3号煤为中高灰，低硫，低磷的肥煤、焦煤；9号煤为低中灰，中高硫，特低磷焦煤；10（10+11）号煤为低中灰，中高硫，特低磷的焦煤、瘦煤。根据以上各主要可采煤层的煤质特征结合目前煤炭技术加工利用途径，该井田煤层有以下工业用途：作为炼焦用煤，本井田2、3号煤层，洗选后可用作炼焦用煤，9、10（10+11）号煤经洗选后若能将全硫含量降至2.5以下，并掌握好合理的配煤比，可用为配煤炼焦用煤。根据用煤质量标准，本井田煤层均满足要求做动力用煤，发电煤粉锅炉用煤。1.4 矿井开拓开采及生产概况1.4.1 煤炭储量及矿井生产能力根据山西煤田地质勘探148队2004年编制的山西省霍西煤田灵石县铁新井田勘探地质报告截止到2005年1月，山西保利铁新煤业有限公司保有资源储量10294万t，其中探明的资源量为7226万t，控制的资源量为768万t，推断的资源量为2300万t。该矿从2004年批准改扩建项目到2008年9月试运转，采出量为36.9542万t，损失量为2.2338万t，动用量为39.188万t。现剩余保有资源储量10254.812万t，可采储量为5275.46万t，矿井剩余服务年限为45.09a。1.4.2 矿井开拓及开采山西保利铁新煤业有限公司采用斜井开拓方式，现采2号煤层为+555m辅助水平，9号煤层为+470m主水平，共布置有三个井筒，主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井位于井田中南部，井口标高+762.334m，倾角20，井筒长度为850m，表土段为钢筋混凝土支护，基岩段为锚网喷支护。净宽4.20m，净断面13.3m2。主井担负全矿运煤任务，兼作进风井和安全出口。副斜井位于井田的中南部，井口标高+762.283m，净宽4.4m，净高3.5m，采用双钩串车提升，轨距600mm，轨型30kg/m，安装2JK31.8/31.5型双滚筒提升机，配用YR4501-8型电动机1台，功率315kW，井筒内敷设通信电缆及行人台阶。用途：副提，运送人员，兼作主要进风井。利用铁新煤矿原主、副斜井作矿井回风井。在原主斜井内并敷设一路1596防尘水管，一路2738压风管及行人台阶；在原副斜井内并敷设二趟2738排水管。在原主斜井安装两台FBCDZNo25矿用防爆对旋式通风机，一用一备，配用电动机功率前期2220KW，担负矿井的回风及安全出口任务。山西保利铁新煤业有限公司矿井设置+470m主水平和+555m辅助水平，两水平同时生产，煤层开采顺序为下行式开采。2号煤层水平标高555m。井田内局部可采的2号煤层划分一个采区。9号煤层水平标高470m，以北翼三条大巷为界分为东、西两个采区。+555m辅助水平设在2号煤层中，局部可采的2号煤层为一个采区，现在2号煤层中布置有E206高档普采工作面，选用MG100/240-BW型采煤机落煤，工作面配备了SGB-630/150C型可弯曲刮板输送机，普采工作面选用DW-12型单体液压支柱配合2.2m钢梁进行支护。+470m主水平设在9号煤层中，全井田稳定可采的9号煤层采区，现在9号煤层中布置有E901综采工作面，选用ZZ3400-08/17型液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板。选用MG265/312-WD双滚筒采煤机落煤，工作面配备了SGB-630/220型可弯曲刮板输送机，运输顺槽配备了SZB-730/75型桥式转载机和DSJ80/40/240型带式输送机。1.5 矿井通风及瓦斯涌出该矿井采用中央分列式通风，通风方法为机械抽出式。全矿有三个井筒，其中两个为进风井、一个为专用回风井。回风井井口安装FBCDZNo25型对旋轴流式通风机，配套电机YBF450-8，功率为2220kW，风机风量为3300-7300m3/min，风压1000-4700pa，转速740r/min。矿井总进风量为5514m3/min，总回风量为5652m3/min。根据山西省煤炭工业局晋煤安发2010476号文“关于晋中市2010年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复”，灵石县两渡镇铁新煤矿有限公司2010年瓦斯绝对涌出量2.25m3/min，二氧化碳绝对涌出量2.02m3/min，为低瓦斯矿井。矿井通风系统图见图1-2。根据2011年5月煤炭科学研究总院沈阳研究院对该矿9、10号煤层所做的鉴定报告，9号煤层吸氧量0.79cm3/g，自燃倾向等级为，属容易自燃煤层，煤尘火焰长度360mm，岩粉用量70%，煤尘具有爆炸性；10号煤层吸氧量0.53cm3/g，自燃倾向等级为，属自燃煤层，煤尘火焰长度10mm，岩粉用量20%，煤尘具有爆炸性。图1-2 山西铁新煤业有限公司通风系统图（你把最新的附上吧）10山西保利铁新煤业有限公司井下移动瓦斯抽采系统工程初步设计2 矿井瓦斯储量2.1 煤层瓦斯参数煤层瓦斯参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据，主要基础参数有：煤对瓦斯吸附常数、煤层孔隙率、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤中残存瓦斯含量、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等。根据公司2011年委托辽宁工程技术大学编制山西保利铁新煤业有限公司瓦斯基础参数测定与瓦斯抽采可行性研究报告，铁新煤业3#煤层瓦斯基础参数详见表2-1，表2-2，表2-3，表2-4，表2-5。表2-1 瓦斯含量测定结果煤 层测试地点解吸量（m3/t）损失量（m3/t）残存量（m3/t）原煤瓦斯含量（m3/t）埋深（m）9905运输巷1.390.440.542.37425903运输巷切开口15m1.360.380.512.25400北翼回风巷1.420.490.582.4944210E903材料巷2.060.533.926.51436北翼皮带巷2.320.744.067.12518表2-2 吸附常数测定结果煤 层地 点吸 附 常 数灰 分（%）水 分（%）挥发分（%）真密度（t/m3）视密度（t/m3）孔隙率（%）a（m3/t）b（MPa-1）9905运输巷26.9820.8153.070.8718.481.321.283.03北翼回风巷24.4240.9652.990.5120.511.321.283.0310E903材料巷22.1930.883.570.8420.641.371.314.38北翼皮带巷23.6850.8733.420.8719.671.371.314.38表2-3 直接法测得煤层瓦斯压力计算结果煤层测压地点标高（m）钻孔倾角（）孔深（m）孔径（mm）封孔深度（m）瓦斯压力（MPa）9E903材料巷+445垂直于巷道5075300.2610E903材料巷+440垂直于巷道5075300.32北翼胶带巷+416垂直于巷道5075300.38表2-4 间接法测得煤层瓦斯压力计算结果 煤层测压地点煤层瓦斯含量（m3/t）吸附常数灰分（%）水分（%）孔隙率（m3/ m3）视密度（t/m3）瓦斯压力（MPa）a（m3/t.r）b（MPa-1）9905运输巷2.4926.9820.8153.070.873.031.280.167903运输巷切开口15m2.2524.4240.9652.990.513.031.280.127北翼回风巷2.3725.5630.872.950.733.031.280.15110903材料巷6.5122.1930.883.570.844.381.310.677北翼皮带巷7.1223.6850.8733.420.874.381.310.718表2-5 煤层透气性系数计算结果表 煤层测试地点瓦斯含量系数m3/（m3MPa0.5）煤层透气性系数m2/（MPa2d）钻孔自然瓦斯流量衰减系数（d-1）9E903材料巷5.650.010.028710E903材料巷10.350.0010.0362北翼皮带巷11.320.0010.03292.2 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量指：煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层赋存的瓦斯总量。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标。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。瓦斯储量的大小可按下式计算： Wk=Wl十W2十W3 （2-1）式中Wk矿井瓦斯储量，Mm3； Wl可采煤层的瓦斯储量，Mm3； Ali矿井可采煤层i的地质储量，Mt； X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3t； W2受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，Mm3； （2-2） A2i受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯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，m3t； W3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： W3K(W1十W2) （2-3） K围岩瓦斯储量系数，取K0.1。矿井可开发瓦斯量（或称可抽采量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽采技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽采工艺技术和抽采能力密切相关。一般采用下式计算：Wkc=kWk （2-4）式中 Wkc矿井可抽瓦斯量，Mm3；k瓦斯抽采率，根据煤矿瓦斯抽采基本指标，铁新煤业在产量为0.9Mt/a时，抽采率应大于或等于25%，取k=25%；Wk矿井瓦斯储量，Mm3；矿井瓦斯储量为：9#、10#、11#煤层、及其围岩以及受采动影响可向煤层开采空间涌出瓦斯的5#邻近层瓦斯储量之和。矿井瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果，详见表2-6。表2-6 矿井瓦斯储量计算表煤 层煤炭储量(Mt) 瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(Mm3)可开发量(Mm3)9#上邻近层8.082.4920.125.039#16.612.4941.3610.3410#54.257.12386.2696.5710#下邻近层9.087.1264.6516.16围岩按可采煤层瓦斯储量的10%计算51.2412.81合计563.63140.91注：9#上邻近层瓦斯含量近似按9#煤取值，10#下邻近层煤层瓦斯含量近似按10#煤取值。由表2-6可知，铁新煤矿开采9#煤层时瓦斯总储量为563.63Mm3，可开发瓦斯量140.91Mm3，矿井瓦斯资源储量及可开发瓦斯量较丰富。693 矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量是矿井通风设计、瓦斯抽采和瓦斯管理必不可少的基础参数。本次工作面瓦斯涌出量预测方法采用分源预测法。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（图3-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层的赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出图3-1 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图依据前期所测得的9号煤层瓦斯基础参数，进行9号煤层瓦斯涌出量预测。3.1 回采工作面瓦斯涌出量预测在工作面开采时，瓦斯主要来源于开采层（包括围岩）和邻近层。q回q开+q邻 （3-1）式中：q回回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；q开开采层瓦斯涌出量，m3/t；q邻邻近层瓦斯涌出量，m3/t。3.1.1开采层（包括围岩）瓦斯涌出量薄煤层及中厚煤层不分层开采时，回采工作面的瓦斯涌出量开采层计算公式为： （3-2）式中：回采工作面瓦斯涌出量，m3/t； 围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板，905工作面取1.3； 工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，905工作面取1.02； 准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；利用长壁后退式回采时，系数按下式确定： L回采工作面长度，905工作面为150m； h巷道瓦斯预排等值宽度，905工作面取h=15m； m开采层厚度，9号煤层平均厚度为1.35m； M工作面采高； W0开采煤层瓦斯含量，2.49m3/； Wc开采煤层煤的残存瓦斯含量，0.58m3/t。 经计算：9号煤905回采工作面开采层的相对瓦斯涌出量为：=1.31.02（2.49-0.58）=2.03m3/t3.1.2 邻近层瓦斯涌出量邻近层的瓦斯涌出量按下式计算 （3-3）式中：q邻邻近层瓦斯涌出量，m3/t； mi第i个邻近层厚度，m； m1开采层的开采厚度，m； x0i第i 层的瓦斯含量，m3/t；x1i第i 邻近层残存瓦斯含量，m3/t；ki第i邻近层瓦斯排放系数。邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系，见图3-2。 1上邻近层 2缓倾斜煤层下邻近层 3倾斜、急倾斜煤层下邻近层 图3-2 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线邻近煤层向开采层涌出瓦斯情况，见表3-1。3.1.3 回采工作面瓦斯涌出量905回采工作面的相对瓦斯涌出量为：q回q开q邻=2.03+10.63=12.66m3/t905工作面平均日产量1167t/d，工作面绝对瓦斯涌出量： Q回=12.661167/1440=10.27m3/min表3-1 9号煤层邻近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚m采厚m原始瓦斯含量m3/t残存瓦斯含量m3/t距9号煤层的距离m瓦斯排放率%相对瓦斯涌出量m3/t备注20.952.490.58720.270.36上邻近层30.712.490.58550.380.38103.57.124.0620.957.54下邻近层111.337.124.0690.782.35合计10.63注：邻近煤层没有相关瓦斯资料的，上邻近层近似按9号煤层下邻近层按10号煤取值。3.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：Q掘=qB+qL （3-2）式中： qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；qB煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL落煤瓦斯涌出量，m3/min。（1）掘进工作面煤壁瓦斯涌出量在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为： （3-3）式中：qB掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为开采层厚度；9号煤层平均煤厚1.35m，D=21.35=2.70m；v巷道平均掘进速度,m/min；L掘进巷道长度，综掘取800m；q0煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2min按下式计算： （3-4）式中：Vf煤中挥发份含量，9号煤层取18.90%；X0煤层原始瓦斯含量，9号煤层取2.49m3/t；9号煤层煤壁瓦斯涌出初速度：q0=0.026（0.000418.902+0.16）2.49=0.02m3/m2min；所以，9号煤层掘进工作面煤壁瓦斯涌出量：qB=2.700.010.02（2（800/0.01）1/2-1）=0.30m3/min；（2）掘进工作面落煤瓦斯涌出量 （3-5）式中：qL掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；v巷道平均掘进速度，m/min；S掘进巷道断面积，9号煤层巷道断面积为9.2；煤的密度，9号煤层1.28t/m3；X0煤层原始瓦斯含量；X1煤层残存瓦斯含量。按上式计算得9号煤层掘进工作面落煤瓦斯涌出量：qL=9.20.011.28（2.49-0.58）=0.22m3/min9掘进工作面瓦斯涌出量为：qj=qB+qL=0.30+0.22=0.52m3/min9号煤层共有3个掘进面，所以矿井9号煤层掘进工作面瓦斯涌出量为：Q掘9=0.523=1.56m3/min3.3 矿井瓦斯涌出量预测 矿井瓦斯涌出量如下式所示： （3-6）式中：q矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；已采采区采空区瓦斯涌出系数，取1.251.45，取1.3；生产采区内采空区瓦斯涌出系数，1.251.45，取1.3；q采i第i个回采工作面的相对瓦斯涌出量，m3/t；q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min； Ai第i个回采工作面平均日产量，t； A0矿井平均日产量，t； 根据（3-6）式计算可得：矿井相对瓦斯涌出量：q区=1.31.3（12.661167+14400.523）/1659=17.34m3/t当矿井产量达到1659t/d时，矿井绝对瓦斯涌出量：q区=17.341659/1440=19.98m3/min4 矿井瓦斯抽采的必要性与可行性4.1 工作面瓦斯来源分析根据前面瓦斯涌出预测结果，9号煤层采区、工作面的瓦斯涌出量构成结果见表4-1、4-2。表4-1 矿井瓦斯涌出量构成预测结果矿井涌出量（m3/min）掘进面涌出量（m3/min）采区内采空区涌出量（m3/min）回采面涌出量（m3/min）掘进面所占比例（%）采空区所占比例（%）回采面所占比例（%）19.981.566.0712.357.8130.3861.81表4-2 工作面瓦斯涌出量构成预测结果工作面采面总涌出量（m3/min）本层涌出量（m3/min）邻近层涌出量（m3/min）本层占比例（%）邻近层占比例（%）905工作面10.271.658.6216.0783.93根据表4-1、4-2和矿井开拓开采以及地质条件等情况可知，保利铁新煤矿9号煤层回采工作面瓦斯涌出来源主要是邻近层与采空区。4.2 新建瓦斯抽采系统的必要性4.2.1 建立瓦斯抽采系统的条件根据住房和城乡建设部、国家质量监督检验检疫局联合发布的煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB 50471-2008）3.1节规定：凡符合下列情况之一时，必须建立瓦斯抽采系统：1、高瓦斯矿井。2、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min，且用通风方法解决瓦斯问题不合理的矿井。3、矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件时：1）大于或等于40m3/min；2）年产量1.0Mt1.5Mt的矿井，大于30m3/min；3）年产量0.6Mt1.0Mt的矿井，大于25m3/min；4）年产量0.4Mt0.6Mt的矿井，大于20m3/min；5）年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min；4、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。根据前面的论述，铁新煤矿满足条件2，具备建立瓦斯抽采系统的条件。4.2.2 从工作面通风能力来看瓦斯抽采的必要性瓦斯抽采旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯的基本手段。加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量q采大于通风所能解决的瓦斯涌出量q通时就应当采取抽采瓦斯措施，其抽采瓦斯的必要性指标通常以下式表示：q采q通=Q通C/K （4-1）式中：Q通工作面供风量，m/s；C规程允许风流中的瓦斯浓度，；K瓦斯涌出不均衡系数，取1.5。回采工作面设计风量在750min左右，风排瓦斯量在5m3/min左右。根据涌出量预测回采及掘进工作面瓦斯涌出量均超过风排瓦斯量，必须建立瓦斯抽采系统。表4-3 工作面瓦斯涌出量预测值与应抽瓦斯量对比煤层地点瓦斯涌出量（m3/min）通风允许量（m3/min）备注9905回采工作面10.275预测值4.3 瓦斯抽采的可行性开采层瓦斯抽采的可行性是指在原始透气性条件下进行预抽的可能性。一般来说,其衡量指标有两个：一为煤层的透气性系数；二为钻孔瓦斯流量衰减系数,按和判定开采层瓦斯抽采可行性的标准如表4-4所示。表4-4 开采层预抽瓦斯难易程度分类表抽采难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数（）(d-1)煤层透气性系数（）(m2/MPa2.d)容易抽采10可以抽采0.0030.05100.1较难抽采0.050.1（1）煤层预抽的可行性保利铁新煤矿实测9号煤层的透气性系数为0.01m2/MPa2.d，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0287d-1；10号煤层的透气性系数为0.001m2/MPa2.d，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0362d-1。对比表4-3可知9号、10号从钻孔流量衰减系数看为可以抽采煤层，煤层透气性系数较小，煤层透气性较差，煤层预抽效果一般，而且矿井目前属于低瓦斯矿井，铁新煤矿可以暂时不采用本煤层预抽的抽采方法。如果在以后工作面采掘过程中发现本煤层瓦斯涌出量过大时，可以采取适当加大钻孔密度，或者在有条件的地点延长抽采时间来提高瓦斯抽采效果。（2）采空区瓦斯抽采的可行性由于采空区暴露面积及空间范围大，采空区瓦斯分布的范围也大，而且直接受工作面通风风流的影响。采空区的瓦斯受气压影响较大，容易造成工作面上隅角瓦斯浓度超限。采空区瓦斯浓度较低，但只要抽采混合量能达到一定数值时，抽采量也是很大的，所以采空区抽采对保障高产高安全生产是有积极意义的，特别是