鹤壁九矿煤层瓦斯抽采系统设计毕业论文.doc

河南理工大学本科毕业设计鹤壁九矿煤层瓦斯抽采系统设计毕业论文目录引言61.1 设计背景及意义61.2 设计依据61.3 设计指导思想71.4 设计运用的主要技术方法7第二章 矿井概况82.1 井田概况82.1.1 井田位置及交通82.1.2井田地形地貌及气候92.1.3 煤矿生产开拓概况102.2井田地质特征102.2.1井田地质构造102.2.2井田含煤地层及煤层122.2.3煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性202.2.4井田水文地质232.5 开采煤层顶底板岩石工程地质特征24第三章 矿井瓦斯赋存253.1 煤层瓦斯基本参数253.1.1 煤体坚固性系数和瓦斯放散初速度253.1.2 瓦斯含量和压力测定253.1.3 矿井及周边煤矿的瓦斯动力现象263.2 矿井瓦斯储量263.3矿井可抽瓦斯量及可抽期273.3.1矿井可抽瓦斯量273.3.2 可抽期28第四章 瓦斯抽放的必要性和可行性论证284.1. 规定284.2瓦斯抽放的必要性284.3矿井瓦斯涌出量预测294.3.1回采工作面瓦斯涌出量304.3.2掘进工作面瓦斯涌出量314.3.3生产采区瓦斯涌出量314.3.4 矿井瓦斯涌出量324.4瓦斯抽放的可行性33第五章 抽放方法335.1 规定335.2矿井瓦斯来源分析345.3 抽放方法选择345.3.1 回采工作面本煤层瓦斯抽放365.3.2掘进工作面瓦斯抽放375.3.3采空区瓦斯抽放375.4瓦斯抽采规模385.5封孔工艺40第六章 瓦斯抽放管路系统及设备选型426.1抽放管路选型及阻力计算426.1.1选择原则426.1.2抽放管路系统敷设436.1.3抽放瓦斯管径的选择436.2瓦斯抽放泵选型496.2.1有关规定及原则496.2.2类型选择及布置496.2.3型号的确定516.3辅助设备536.3.1管道敷设及附属设备536.3.2泵站辅助设备55第七章 瓦斯抽放泵站布置577.1瓦斯抽放泵站577.2瓦斯抽放泵站供电577.3瓦斯抽放泵给排水587.4防雷设施587.5瓦斯抽放泵站照明587.6瓦斯抽放泵站通讯587.7抽放系统实时监测58第八章 瓦斯抽放系统的安装598.1瓦斯抽放系统安装的基本要求598.2瓦斯抽放泵的安装598.3瓦斯抽放管路及附属设施安装59第九章 安全技术措施609.1抽放系统安全措施609.1.1抽放钻场、钻孔施工安全措施609.1.2抽放管道安全措施629.2地面抽放瓦斯站安全措施62第十章 抽放瓦斯管理6510.1瓦斯抽放管理及规章制度6510.1.1组织管理6510.1.2瓦斯抽放组织机构管理6510.2常用记录及报表样式66结论67致谢68参考文献69附录71第一章 引言1.1 设计背景及意义煤炭是我国能源的主体。在我国一次能源消费结构中，煤炭占70%左右，预计2050年仍将占50以上，在相当长的一段时期内煤炭将一直是我国居支配地位的主要能源。国家能源中长期发展规划纲要（20042020年）确定了“坚持以煤炭为主体、电力为中心、油气和新能源全面发展的能源战略”，因此，煤炭工业是我国的基础产业，其健康、稳定、持续发展是关系到国家能源安全的重大问题。然而，我国煤炭生产中还存在着大量不安全因素，导致煤矿灾害频发，其中煤矿瓦斯及其所致灾害是亟待治理解决的最为重要的问题。由于煤矿复杂的开采和地质条件，不同矿区、不同煤层发生突出的条件有很大的差异，突出发生的机理还没有从根本上揭示清楚，突出灾害一直是制约矿井安全生产的重大隐患，瓦斯防突技术不断得到更新和完善。目前，鹤壁矿区普遍采用的是“四位一体”的综合防突措施，在一定程度上保障了突出矿井的安全生产，但各个矿井所采取的的综合治理方法又不尽相同，鹤煤九矿于2009年被鉴定为突出矿井，经过近五年的摸索与实践，逐渐形成一套比较系统的瓦斯治理体系。瓦斯治理体系的建立对鹤煤九矿和鹤壁矿区区域防突技术具有重要的推广使用价值。1、为该矿设计的瓦斯抽放系统可以减少开采时的瓦斯涌出量，从而减少瓦斯积聚隐患和各种瓦斯事故，是保证安全生产的一项预防性措施；2、抽放瓦斯可以减少该矿通风负担，能够解除通风不易解决的瓦斯难题，降低生产中的通风费用。3、瓦斯既是一种温室气体，又是一种高热值的洁净能源，将抽放系统获得的瓦斯收集起来送到地面作为燃料和工业原料加以利用，实现“以用促抽，以用养抽”，可以起到保护环境和提高煤矿经济效益的作用。1.2 设计依据 1国家煤矿安全监察局，煤矿安全规程，煤炭工业出版社；2国家安全生产管理总局，防治煤与瓦斯突出规定；3国家煤矿安全监督管理总局，煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）；4煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法，安监总煤装2011162号文；5国家煤矿安全监督管理总局，煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）；6煤炭工业部，矿井瓦斯抽放工程设计规范（MT5018-96）；7中国煤炭建设协会，煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB 50471-2008）；8煤炭工业部，矿井瓦斯抽放管理规范 北京：煤炭工业出版社；9建设部、质量监督检验检疫总局，煤炭工业矿井设计规范（GB50215-2005）；10 国家煤矿安全监督管理总局，矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）；1.3 设计指导思想当前国家对瓦斯综合治理提出了“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针。鹤壁九矿由于是煤与瓦斯突出矿井，响应国家号召，贯彻落实“安全第一，预防为主，结合治理”的安全生产方针，在结合自身开采技术条件的情况下，依靠科技进步，加大安全投入，在地面建立了永久抽放瓦斯系统和井下临时抽放瓦斯系统，多措并举，应抽尽抽，从而保证抽采平衡、效果达标。具体指导思想为以下几个方面：1严格按照矿井瓦斯抽采的相关规定进行设计，保证矿井瓦斯抽采系统安全可靠，确保矿井安全生产；2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；3尽量利用原有的巷道、管道，少增加开拓费用；4设备、管材选型留有余地，能满足矿井改扩建后的需求；5采用较先进瓦斯抽采工艺技术，且符合实际。1.4 设计运用的主要技术方法（一）选择抽放瓦斯方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：1选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。2应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。3抽放方法在满足矿井安全开采的前提下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。4巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。5选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。6选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。7抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。（二）抽放瓦斯方法选择结合鹤壁九矿煤层的赋存、瓦斯来源等特点，在前期现场考察的基础上，鹤壁九矿宜采用巷道先抽后采、本煤层预抽、顶板高位钻孔抽放、采空区抽放等综合抽放措施。鹤壁九矿综采工作面瓦斯涌出量较大，上隅角瓦斯有超限问题存在，在实施高位钻孔顶板裂隙带抽放后，工作面瓦斯浓度大幅度下降，取得很好的效果。由于采空区抽放瓦斯浓度较低，实际抽放量并不很大，但对治理上隅角瓦斯起到积极的作用，综采工作面瓦斯也得到有效治理。因此，顶板高位钻孔裂隙带抽放是鹤壁九矿工作面瓦斯治理的有效措施，需要进一步优化研究，提高抽放效率。第二章 矿井概况2.1 井田概况2.1.1 井田位置及交通九矿位于鹤壁市北郊，隶属鹤壁集乡所管辖区。西起煤层露头和F155断层，东至二1煤底板等高线-400米水平向上垂线与龙宫勘探区毗邻，南面与3986800和3986600线分别与汤阴矿和秦马庄义利矿为界，北抵煤层底板等高线-250米水平线向地面垂线。东西宽约2公里，南北长约4.5公里，面积约7.6平方公里。地理位置为东径11407241140840，北纬36035360301。表2-1九矿延深区拐点坐标一览表 Tab. 2-1 inflection point coordinates list nine extending the deep in the mine area 序号地理坐标大地坐标东 经北 纬纬 距经 距111408503602283990185.0838513267.43211409013602543990986.8938513541.56d11409363602543990990.0038514420.00c11409243602043989450.0038514130.00b11409503601383988660.0038514768.00a11409273601103987770.0038514195.001911409263601123987843.9638514172.402011409153600573987381.1838513897.692111409053600483987103.3938513647.722211409063601023987534.9438513672.092311409043601123987843.0938513621.532411408583601203988089.4438513470.912511408503601273988304.8938513270.272611408473601433988797.9438513194.422711408463601533989106.1338513168.922811408483602103989630.1938513218.20矿区有铁路运输专线，从九矿井口，经鹤壁集至汤阴县车站与京广铁路相接。鹤壁集北站为运煤专列编组站。鹤（鹤壁）水（水冶）公路横贯矿区，与鹤（鹤壁）安（安阳）公路在鹤煤公司四矿北处相接，往东直抵安阳市，往南经鹤壁市可直达汤阴县，交通尚称方便。图2-1 交 通 位 置 图Fig. 2-1 traffic location map2.1.2井田地形地貌及气候井田位于太行山东麓、太行山与华北平原过度地带，为丘陵地貌；地势西南高东北低，地表侵蚀切割强烈，起伏较大，高程为141.2249.5m，相对高差为108.3m。井田属海河流域卫河水系，井田内无常年性河流，仅有数条季节性溪流。地表水体以水库为主，计8个，主要有龙泉水库、苹果园水库、吴家洞水库；水库接受大气降水、丘陵间小溪的补给。龙泉水库溢洪道高程140.20m，最大库容为330104m3，死库容3104m3，坝体为均质土，坝体高程17.50m，主要用于灌溉。本井田属北暖温带大陆性干旱季风气候，夏热冬冷，四季分明。据鹤壁市气象站1958年2000年观测资料：最高气温42.3（1967年6月4日），最低-15.5（1967年1月15日）；年平均最高气温15.3（1961年），年平均最低气温13.1（1964年），平均气温14.2。年最大降水量1394.1mm（1963年），年最小降水量266.6mm（1965年），年平均降水量683.2mm；六、七、八月降水量占全年降水量的60%。最大蒸发量2695.0mm（1965年），最小蒸发量1637.40mm（1990年），年平均蒸发量2328.3mm。每年八月至来年二月多刮北风，最大风速23m/s，每年三月至七月多刮南风，最大风速14 m/s。2.1.3 煤矿生产开拓概况鹤煤九矿采用斜井、立井、暗斜井多水平上、下山、走向长壁分层或放顶煤开采。一水平标高+15m，二水平标高-250m，三水平标高-420m，现生产水平为三水平，共开拓2个采区，4个工作面。九矿延伸区采用暗斜井方式开拓延伸，从-400m水平沿F1断层向下作四条暗斜井作为轨道运输、皮带运输、候车道和专用回风巷，暗斜井至-570m水平，落平后分别作皮带大巷和回风大巷，负担煤炭运输、辅助运输和回风任务。在-500m水平向东翼作辅助水平，以开采F1、F2和F7所切割的条带煤块。在984-16孔附近新凿副立井，负担提升、人员上下和延伸区进风任务，井筒坐标为：X=3988680，Y=38513120，Z=+188m，落底标高-420m，以轨道暗斜井和-400m水平平巷与各暗斜井上口连接。首采区为-550m等高线以浅地段。目前三水平还在开拓延伸。矿井现有1个回采工作面（1个备用工作面），1个岩巷掘进工作面和1个煤巷掘进工作面。2.2井田地质特征2.2.1井田地质构造鹤壁煤田总体构造形态为地层走向北北西、倾向北东东、倾角535的单斜构造，地层波状起伏形成背斜和向斜，发育断层，伴有岩浆活动。如图2-3所示，按展布方向区域构造分为东西向、南北向、北东向、北北东向和北西向构造： 1、东西向构造：主要分布在鹤壁市南，由北向南分为施家沟、上峪、西形盆3个构造带，构造带具等间距分布和南强北弱的特点；断层和褶曲均发育，平面上延伸方向90110，多呈波状，具有多期活动特点。2、南北向构造：主要分布于鹤壁市以北，构造线方向N510W，以大型褶曲为主，如六矿背、向斜。3、北东向构造：较发育且成组出现，可分为大湖带和龙山带，每带宽约6km，由近10条断层和一组同斜褶皱组成。同斜褶皱均有两向两背，在南部背斜被同组同向的断层破坏；断层落差较大，常形成矿区或井田的自然边界，对井田的分布起着控制作用。4、北北东向构造：在北部的龙宫和南部的西形盆比较发育，方向为N530E，由东部的青羊口断裂及其西部低级别断裂、褶曲构成。5、北西向构造：比较微弱，以小型褶皱为主，局部伴有小型断层。如九矿向斜、秦家岭背、向斜等。图2-2 鹤壁煤田构造纲要示意图Fig. 2-2 hebi coalfield structure outline sketch图2-3 九矿井田构造纲要示意图Fig. 2-3 nine mine field structure outline sketch2.2.2井田含煤地层及煤层井田内含煤地层为石炭系上统本溪组（C2b）和太原组（C2t）、二叠系下统山西组（P1sh）和下石盒子组（P1x）、二叠系上统上石盒子组（P2s）。1、本溪组（C2b）矿区内钻孔揭露地层厚7.3042.80m，平均25.18m。底部为古风化壳沉积物，厚度不大，含不规则磁铁矿和褐铁矿结核。下部为一较稳定、厚度较大的灰白色铝土质泥岩；HG曲线上反映最为明显，幅值高达4070 r，可单值定性，曲线形态上高下低如图2-4所示，为一辅助标志层；偶夹一层中细粒砂岩。中上部为深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩，顶部含铝质和菱铁质鲕粒。图2-4 铝土质泥岩曲线形态图Fig. 2-4 bauxitic mudstone curve diagram与下伏马家沟组为平行不整合接触。2、太原组（C2t）下起于本溪组顶，上止于L9石灰岩顶，矿区内钻孔揭露地层厚108.29142.35m，平均124.88m，从矿区及四周看有沿走向由北而南变薄的趋势。该组为一套海陆交互相沉积，含9层石灰岩（L1L9），含煤410层，根据岩性组合特征可分为三段：下部灰岩段下起于本溪组顶，上止于L4石灰岩顶，平均厚44.25m。由灰深灰色石灰岩、灰黑黑色泥岩、砂质泥岩和煤层组成。含石灰岩4层（L1L4），其中L2石灰岩厚度大且稳定，厚1.747.61m，平均5.87m；呈灰色、半晶质结构，含燧石团块，产蜓类、腕足类等动物化石；DLW曲线上异常挺拔直立、宽大园滑、幅值达200400，HGG和HG幅值特低，如图2-5所示，易于区别下伏一2煤层，为矿区内一良好标志层。L1石灰岩厚03.44m，平均0.90m，泥质含量较高，产蜓类、腕足类、舌形贝等动物化石。L3石灰岩厚1.255.67m，平均3.24m，为深灰色石灰岩，含丰富的动物化石，局部呈生物碎屑石灰岩。L4石灰岩厚02.89m，平均1.54m，泥质含量较高，产牙形石及有孔虫化石。含3层煤，其中一煤稳定，普遍可采，厚0.216.89m，平均3.20m。图2-5 C2tL2石灰岩曲线形态Fig. 2-5 C2tL2 curve shape of limestone中部碎屑岩段下起于L4石灰岩顶，上止于L7石灰岩底，平均厚42.25m。由深灰色中细粒砂岩、砂质泥岩、灰黑色泥岩、薄层灰岩和煤组成。以碎屑岩为主，发育2层石灰岩（L5、L6），均较稳定， L5厚0.545.45m，平均2.13m； L6厚0.263.88m，平均1.36m。石灰岩下发育2层煤（一5、一6），均不可采。本段泥岩、砂质泥岩中产植物化石，且以煤层或层位附近最为丰富。上部灰岩段下起于L7石灰岩底，上止于L9石灰岩顶，平均厚38.35m。由L7、L8、L9三层石灰岩和灰黑色泥岩、深灰色砂质泥岩、中细粒砂岩、薄层状菱铁质泥岩和薄煤组成。其中L8石灰岩较稳定，普遍发育，厚0.204.66m，平均3.22m，为灰色隐晶质结构，含燧石结核，产蜓类和腹足类化石；DLW曲线宽大挺拔，HGG曲线为一明显的低伽玛异常，如图2-6所示，该层为矿区一良好标志层。L7灰岩厚02.04m，平均0.86m；L9石灰岩厚0.203.55m，平均1.26m，泥质含量较高，有时呈两层产出，或相变为薄层菱铁质泥岩。产蜓类和牙形石等化石。中下部含4层薄煤（一7、一8、一、一、），不稳定，不可采。与下伏本溪组为整合接触。图2-6 C2tL8石灰岩曲线形态Fig. 2-6 C2tL8 curve shape of limestone4、山西组（P1sh）下起于L9石灰岩顶，上止于砂锅窑砂岩底，厚73.47119.61m，平均98.15m，与下伏太原组呈整合接触。为区内主要含煤建造地层，由砂岩、泥岩、砂质泥岩和煤层组成。含14层煤，二1煤层稳定，普遍发育且可采，也是主要标志层。根据其岩性组合特征可分为四段：二1煤段下起于L9石灰岩顶，上止于大占砂岩底，平均厚39.85m。底部北岔沟砂岩（Sb，S9）厚1.9130.16m，平均13.63m，为浅灰深灰色中细粒砂岩，含黑色泥岩包裹体，具交错和波状层理，底部具冲蚀面；DLW曲线呈下高上低反映，HGG和HG曲线呈明显的低密度、低伽玛值反映，为本区标志层之一。该层砂岩之上为黑色泥岩、砂质泥岩及二1煤层。大占砂岩段下起于大占砂岩底，上止于香炭砂岩底，平均厚18.68m。下部大占砂岩（Sd，S10）厚0.3815.10m，平均7.28m；为灰色、深灰色细粒长石石英砂岩或石英砂岩，局部为粉砂岩，含菱铁质团块、炭质，含较多的白云母碎片，为主要标志层之一。中上部为灰黑色泥岩、砂质泥岩。香炭砂岩段下起于香炭砂岩底，上止于冯家沟砂岩底，平均厚39.62m。由23层砂岩、泥岩和砂质泥岩组成。含两层香炭砂岩（S，S；S，S）为浅灰色、褐灰色细粗粒石英砂岩，含炭屑、云母片及黑色泥岩包裹体，具波状层理，为本区标志层之一；下层香炭砂岩（S，S）厚0.4626.55m，平均6.95m，上层香炭砂岩（S，S）厚0.4718.54m，平均5.48m。泥岩或砂质泥岩中含少量植物化石碎片，局部富集菱铁质鲕粒。小紫泥岩段位于山西组上部，下起于香炭砂岩底，上止于砂锅窑砂岩底，平均厚17.15m。由深灰色泥岩、砂质泥岩组成，含铝质及菱铁矿鲕粒（俗称“小紫泥岩”），为矿区内一辅助标志层。5、下石盒子组（P1x）下起于砂锅窑砂岩底，上止于田家沟砂岩底，厚268.94392.18m，平均322.46m，与下伏山西组呈整合接触。根据其沉积特征分为三、四、五、六等4个含煤段：三煤段 下起于砂锅窑砂岩底，上止于四煤底板砂岩底，厚77.08120.30m，平均92.19m。底部砂锅窑砂岩（Ss，S12）厚0.5937.63m，平均4.67m，为灰白色中细粒砂岩，含黑色泥质包裹体，具底砾岩和冲蚀面；DLW曲线陡直、幅度中等，HGG和HG曲线为中中低幅值，如图2-7所示，为主要标志层。中下部为灰白色铝土质泥岩（俗称“大紫泥岩”）、紫斑泥岩及深灰色泥岩，含大量菱铁质鲕粒；铝土质泥岩厚9.0239.35m，平均26.87m，为本区重要标志层之一。中部为数层绿灰色细中粒砂岩、青灰色含紫斑泥岩、灰黑色泥岩及砂质泥岩，其中以S13、S14较为标志。上部为浅灰色中细粒砂岩、紫斑泥岩、灰黑色砂质泥岩及泥岩，局部富集云母片。四煤段下起于四煤底板砂岩底，上止于五煤底板砂岩底，厚51.8478.60m，平均64.82m。底部四煤底板砂岩（S4，S15）厚0.7519.58m，平均7.66m，为浅灰色、灰绿色细粗粒砂岩，含深灰色泥岩包裹体，硅质胶结；DLW曲线呈幅度中等、HGG和HG曲线呈低密度、低伽玛反映，如图2-8所示，为辅助标志层。中上部为深灰色、灰色砂质泥岩、泥岩，含铝质，具紫斑及菱铁质鲕粒，局部夹砂岩、粉砂岩透镜体。五煤段下起于五煤底板砂岩底，上止于六煤底板砂岩底，厚64.7891.54m，平均76.85m。五煤底板砂岩（S5，S）厚3.2744.04m，平均10.46m，为灰白、灰绿色细粗粒石英砂岩，具底砾岩，粒度上细下粗，韵律明显，具泥质包体。本中部发育一层五煤顶板砂岩（S）厚5.9338.18m，平均15.11m，其特征和S相似，S、S、S在测井曲线上组合特征异常明显，DLW曲线幅度异常高、HGG和HG曲线呈低密度、低伽玛反映，如图2-9所示，易于对比。砂岩上为灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩。图2-7 砂锅窑砂岩曲线形态图Fig. 2-7 casserole kiln sandstone curve graph六煤段 煤底板砂岩底，上止于田家沟砂岩底，厚75.24101.74m，平均88.60m。六煤底板砂岩（S6，S）厚0.3818.96m，平均7.42m，为灰白、灰绿色细粗粒石英砂岩，具砾岩，粒度上细下粗，韵律明显，具泥质包体。砂岩之上为灰绿色、灰紫色泥岩、砂质泥岩及灰绿色泥岩、砂质泥岩，具紫斑局部夹砂岩透镜体。图2-8 四煤底板砂岩曲线形态图Fig. 2-8 four coal floor sandstone curve graph6、上石盒子组（P2s）下起于田家沟砂岩底，上止于平顶山砂岩底，厚224.49275.09m，平均258.62m，与下伏下石盒子组为整合接触。主要由暗紫色、紫红色、青灰色泥岩、砂质泥岩及灰白色、灰绿色细粗粒砂岩组成，根据其岩性组合特征分为七、八、九三个煤段。 七煤段 下起于田家沟砂岩底，上止于八煤底板砂岩底，厚73.60102.0m，平均97.17m。底部田家沟砂岩(St，S17) 厚1.0817.71m，平均7.19m。为灰白色灰绿色中粗粒石英砂岩，具底砾岩，含烟紫色石英及泥岩包裹体DLW曲线异常幅度略高， 呈较圆滑，顶、底陡直状，HGG、HG曲线明显的低密度、低伽玛值反映， 图 2-9 S、S、S 砂岩曲线形态图Fig. 2-9 S、S、Scurve shape of sandstone如图2-10所示，主要标志层。其上为紫红、青灰色泥岩和砂质泥岩，含海绿石和硅化生物化石碎屑。 图2-10 田家沟砂岩曲线形态Fig. 2-10 Tian Gugou curve shape of sandstone八煤段下起于八煤底板砂岩底，上止于九煤底板砂岩底，厚83.90105.90m，平均94.46m。底部八煤底板砂岩(S8) 厚1.6323.62m，平均9.20m；为灰绿色细粒砂岩，成分以石英、长石为主，含少量白云母片，具底砾岩，局部为细砾岩。其上为紫红、灰色泥岩和砂质泥岩。九煤段下起于九煤底板砂岩底，上止于平顶山砂岩底，厚度66.99m。底部九煤底板砂岩(俗称“大风口砂岩”) 厚2.4915.75m，平均10.26m；为灰白色、中粗粒石英长石砂岩，长石多为肉红色，具底砾岩，泥质胶结，为本区主要标志层之一。其上为紫红、青灰色泥岩和砂质泥岩。本区含煤地层为石炭系太原群与二迭系山西组。可采煤层三层，煤层物性特征比较明显，均为高电阻率，低密度异常突出，低伽马强度。与围岩物性差异较大，界面清楚，定性定厚可靠，各煤层对比清楚，煤层主要特征分述如下：1）煤煤位于石炭系含煤地层底部，为矿区的主要开采煤层，上距二1煤层150m，L2灰岩下9.6m，煤厚1.95-5.10m，平均3.17m,为中厚煤层，可采性指数Km=1，煤层厚度变异系数r=21.45%，为稳定煤层。煤层结构较复杂，含夹矸1-4层，夹矸厚度0.05-0.3m，煤与L2灰岩、L1灰岩及煤间距稳定，组合规律性强，对比清楚。物理性质：黑色，条痕黑色，以块煤为主，次为粉粒状，玻璃和似金属光泽，硬度大，性脆，内生裂隙不发育，具参差状断口，呈条带状或均匀状结构，容重1.34-1.47，平均1.41。2） 煤为L2灰岩压煤，上距二1煤135m，煤厚0.51-1.22m，平均0.87m,为薄煤层,可采性指数Km=0.8，煤厚变异系数r=23%，结构简单。因顶板为厚度大而稳定的L2灰岩，易于对比。物理性质：黑色，强玻璃至似金属光泽，内生裂隙发育，硬度小，易破碎。一般呈条带状结构。容重1.26-1.45，平均1.36。3） 二1煤二1煤位于二迭系山西组下部，为矿区现主采煤层，该煤层厚度大而且稳定，煤厚3.50-9.03m,平均厚度6.68m,可采性指数Km=1,煤厚变异系数r=21%,煤层结构较简单,含夹矸1-3层,比较稳定的夹矸一层(下部),夹矸厚0.3m左右，一般为两层夹矸，只有1501孔和984-43孔有三层夹矸。物理性质：黑色，条痕黑色，多为粉粒状，偶见磷片状及碎块状，呈玻璃光泽和金刚光泽，参差状断口，硬度小、易破碎，具条带状结构，容重1.33-1.49，平均1.40。本区二1煤厚度随深度增加而增加，特别是-160以下，煤厚普遍为7-9m。表2-2 煤岩鉴定结果统计表Tab. 2-2 coal and rock identification results table煤层有机组分（%）无机组分(%)有分机含组量（%）无分机食组量（%）镜质组半质镜组半质丝组丝质组粘土类硫物化类碳盐酸类氧物化类81.4011.1007.355.900.850.751.0591.458.5588.276.8704.842.971.501.160.6793.676.33二188.5217.820.6386.4013.602.2.3煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性九矿延伸区二1煤层瓦斯含量分布不均，总体表现为以下几个特征：1、CH4含量一般都高于80%，属沼气带。2、九矿老区二1煤层倾角大，进入延伸区后，煤层倾向近北北东，倾角变缓，煤厚变化不大。煤层顶板、底板多为泥岩、砂质泥岩等较致密岩石，阻碍了瓦斯垂向逸散，瓦斯主要沿煤层向上部运移，煤层瓦斯含量梯度变缓。3、瓦斯含量随煤层埋藏深度的增加而增加。煤4个取样孔中，随取样深度的增加而含量逐渐增大。5-4孔取样深度为438.95m，沼气成分已达到97.52%,煤大致已是这一规律。如表1-1所示，从地勘时期钻孔测定的瓦斯含量可以得出这一规律。表2-3 地勘钻孔合格瓦斯含量汇总表Tab. 2-3 geological exploration drilling qualified gas content summary table煤层序号孔号采样深度取样方法自然瓦斯成分(%)瓦斯含量(cm3/g.r)质量评定CH4CH4二114-4484.25真97.179.89合格25-4479.60真96.548.28合格37-2635.06真93.1010.32合格40901799.58解吸88.7219.85合格51101696.07解吸96.448.83合格61103752.82解吸86.7321.61合格71501697.56解吸91.448.41合格81503752.15解吸95.8827.21合格9984-10335.26解吸92.478.08合格10984-14248.85解吸84.205.37合格11984-15276.15解吸80.887.76合格12984-17578.89解吸95.1519.79合格13984-27600.02解吸94.688.57合格14984-43657.73解吸92.9615.39合格15984-44549.55解吸95.799.95合格16903-01694.29解吸90.5021.16合格171102729.10解吸96.0416.85合格涌出瓦斯主要来自回采工作面及掘进头回风流中。由于地质条件的差异，局部地段在采掘过程中也曾发生过瓦斯集中涌出，风流浓度增高的现象。根据二1煤补勘报告中预测及九矿历年开采资料证明，随着开采水平的延深，瓦斯涌出量将会相应增大。九矿历年瓦斯鉴定结果见表1-2。表2-4 九矿历年瓦斯鉴定结果表Tab. 2-4 nine mine gas appraisal result table calendar year年份瓦斯等级瓦斯绝对出量（m3/min）瓦斯相对涌出量（m3/t）年度日平均产量（t/d）2008高26.8638.6810002009高26.6629.3113102010高25.4125.1514552011高27.8528.1914232012高31.8434.671322.62013高29.0029.481370.72014高37.0938.71502.6在鹤煤九矿南翼二1煤补勘中对903-01孔采取煤样委托河南省煤炭质量监督检验站，测试二1煤火焰长度16mm，加岩粉量42%，2007年在25032工作面采取煤样，委托煤炭科学研究总院抚顺分院瓦斯通风防灭火实验中心，测试二1煤火焰长度50mm，加岩粉量10%，二1煤有煤尘爆炸危险性。测试结果见表6-3。河南省工业和信息化厅以豫工信煤2011202号文对河南煤业化工集团所属煤矿2010年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果进行批复，批复结果：该矿有煤尘爆炸危险性。 表2-5 煤尘爆炸性、自燃倾向性结果测定表Tab. 2-5 coal dust explosive, determination of the spontaneous combustion tendency results table采样地点煤样着火点温度 （）自 燃 倾 向 性工业分析（%）煤 尘 爆 炸 性原样氧化还原T干煤吸氧量Cm3/g自燃倾向性等级结论MadAadVad火焰长度(mm)加岩粉量(%)结论250323843820.46不易自燃0.9525.7613.125010有903-0135236337220不易自燃1642有 在九矿南翼二1煤补勘中对903-01孔采取煤样委托河南省煤炭质量监督检验站测试二1煤自燃倾向性，自燃倾向性结论：二1煤为不易自燃。2007年在25032工作面采取煤样，委托煤炭科学研究总院抚顺分院瓦斯通风防灭火实验中心，测试二1煤自燃倾向性，自燃倾向性结论：二1煤为不易自燃，自燃倾向性测定结果见表1-3。河南省工业和信息化厅以豫工信煤2011202号文对河南煤业化工集团所属煤矿2010年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果进行批复，批复结果：该矿煤的自然发火期为4.6月，自燃发火等级为级。2.2.4井田水文地质九矿井田位于太行山东麓，太行山隆起带与华北平原沉降带之间过渡带，区内总的地势是西高东低，最高点位于二号风井东南，海拨269.40m，最低点位于07003钻孔处，海拨145.12m，相对最大高差124.28m，该区属山前丘陵地形。该区地下水除接受大气降雨补给外，主要来自太行山侧向迳流补给，为区域地下水的排泄带。据该区水文地质资料，西部山区补给面积约2125平方公里，透水性良好的寒武系，奥陶系石灰岩大面积裸露地表，具有良好的天然补给条件。地下水沿岩溶裂隙发育带汇集于山前地带，运移中遇到断层或弱透水岩层的阻滞，在低洼处、沟谷中排泄于地表形成泉，距九矿北约两公里有著名的小南海泉群，出露标高122.00m，涌水量3.4m3/秒，补给洹河(善应河)。九矿井田内无长年性河流，只有一条间歇性冲沟叫豆马庄河，平时基本无水，主要为九矿井下水的排泄通道，雨季大雨过后有水流过。距井田北约两公里有善应河，由西向东流经矿区北部，在小南海以上河段，流量很小，一般仅有0.50.1m3/秒，流经小南海一带，由小南海(由57个小泉组成，总称小南海)泉水补给，流量增加至613m3/秒，一般为67m3/秒，最大洪水量达867m3/秒。区内主要含水层有第三系砾岩含水层、二迭系砂岩含水层、八层灰岩含水层、二层灰岩含水层、奥陶系灰岩含水层。各含水层之间由砂质泥岩、泥岩组成良好的隔水层。地下水总的流向是由西向东，地下水的运动、储存与排泄，主要受构造与地形的控制。充水水源和充水通道是矿井充水的两个方面，只有两个条件同时具备，充水水源才能进入矿井。1、地下水由于开采的煤层不同，其充水水源也不同。1960至1991年开采一、一2煤层，现已停采。一、一2煤层的充水水源主要奥陶系岩溶裂隙水，因开采一、一2煤层的区域不停的排水，奥陶系岩溶裂隙水占矿井总涌水量比例较高。二1煤层的充水水源主要为底板的太原组上段岩溶裂隙水和顶板碎屑岩裂隙水，其次为松散岩类孔隙水，主要通过井筒进入矿井。2、采空区积水井田范围内及周边已闭坑的小煤矿多位于浅部的下夹煤生产地区，其采空区存在积水，其次该矿已开采多年，部分采空区有一定程度的积水，当采掘活动接近积水区时，采空区积水成为矿井的充水水源。已查明该矿的积水范围，主要是两个大的积水区积水量约20104m3，其中2002工作面采空区积水约9.7104m3，2005工作面采空区积水约10.3104m3。采空区积水是矿井生产的安全隐患，因此，加强控放采空区积水是今后防治水工作的重点。3、大气降水大气降水主要对开采浅部的煤层有一定的影响，当采空区形成一定规模后，易引发地裂缝，大气降水沿地裂缝进入矿井而成为矿井充水水源；开采深部的煤层，大气降水对矿井充水影响不大。2.5 开采煤层顶底板岩石工程地质特征二1煤老顶均为细、中粒大占砂岩，呈深灰色或灰黑色，厚层状，成份以石英为主，长石次之，含少量暗色矿物，层理面上有炭质和大量白云母，硅质、泥质胶结，致密坚硬，具斜层理及交错层理，垂直裂隙发育，多被方解石脉充填，平均厚8.00m。二1煤直接顶板多为砂质泥岩，极少量为粉砂岩。当岩性为泥岩时，其强度相对较低。二1煤层直接底板多为泥岩，少量炭质泥岩、细粒砂岩。当为泥岩、炭质泥岩时遇水易发生膨胀变形，强度低，其工程地质性质较差；当为砂岩时，则工程地质性质相对较好。据勘探阶段所取岩石力学样品在二1煤层附近的较少，代表性差，现列出仅供参考。二1煤层底板的泥岩，干燥抗压强度1752.5Mpa，软化系数0.410.59，属易软化的岩石，其工程地质性质较差，易发生底鼓等变形。二1煤层底板的砂岩，干燥抗压强度18.761.3Mpa，其软化系数相对较大，其工程地质性质较好。据龙宫井田报告，二1煤层顶板的泥岩自然抗压强度32.168.0 Mpa，中粒砂岩20.9117.1Mpa；底板中中粒砂岩35.780.5 Mpa，粉砂岩13.638.2Mpa，泥岩37.571.3Mpa。影响岩体(石)的力学强度的因素很多，强构成岩石的成分、结构、构造和胶结物的成分，同时岩石中的微裂隙对岩体的强度也有重要的影响，实际上软弱结构面是岩体中最薄弱的地方，而测试的样品中则微裂隙相对较少的完整岩块，其强度与岩体相比大的多，同时岩体的饱和强度要比自然状态条件正反强度低的多，因此在使用这些数据时应特别注意。根据矿井地质工作手册中关于煤层的顶板的分类，分类中主要以煤层顶板的自然抗压强度为主，同时考虑裂隙间距和分层厚度的综合指标强度指数，二1煤层顶板以泥岩为主，较为完整，总体上二1煤层顶板属类顶板，属中等稳定顶板。二1煤层底板以泥岩为主，强度低，总体应属I类底板，属不稳定底板。总的来讲，二1煤层上各类顶板均较完整，易于管理，属二类顶板，现鹤煤九矿的顶板管理方式为全部垮落法。二1煤层底板强度低，总体应属I类底板。第三章 矿井瓦斯赋存3.1 煤层瓦斯基本参数3.1.1 煤体坚固性系数和瓦斯放散初速度通过对二1煤层煤体坚固性系数和瓦斯放散初速度进行了测定，共得到二1煤层的f、P值测定2套，测定结果见下表：表3-1 二1煤层煤体强度及瓦斯放散特征表Tab. 3-1 2 1 coal seam gas radiation characteristics of the strength and tables序号 取样地点 f P1 31021工作面2 32011上顺槽距口处100m0.230.2415.518通过对以上2套煤样煤体结构参数分析可以看出：煤体普遍较软，局部煤体硬度稍大，二1煤层煤体坚固性系数f值在0.210.24之间，瓦斯放散初速度P数值值域在13.518之间。3.1.2 瓦斯含量和压力测定根据河南理工大学对九矿开展的瓦斯含量和压力测定结果，标高-470m以下区域瓦斯含量在15m/t以上。煤层瓦斯：（大吕寨精查报告）中南煤田地质局125队於1965年提交，在本矿区范围内对5-4、7-2钻孔采用真空罐采取瓦斯煤样：二1煤层瓦斯成分甲烷为93.1096.54%，含量6.908.60ml/g，定为甲烷带；（龙宫详查报告）河南煤田地质局3队於1982年提交，在本矿区范围内对1101、1505等6孔：采用解析法采取瓦斯煤样：二1煤层瓦斯成分甲烷为68.7696.55%，含量8.8327.21ml/g，定为高沼矿井；（九矿南翼二1煤补勘报告）鹤壁矿务局地测处1985年提交，在本矿区范围内对903-01、984-10等5孔：采