煤矿矿井通风设计机抽放设计.docx

此文档收集于网络，如有侵权，请联系网站删除x县x煤矿开拓延深暨二采区矿井通风及瓦斯抽放设计 编 制:审 核：总工程师：矿 长：目 录第一章 井田概况及地质特征3第一节 井田概况3第二节 地质特征5第二章 通风与安全18第一节 概况18第二节 矿井通风29第三章 瓦斯抽采40第一节 瓦斯抽放40第二节 防突措施69第一章 井田概况及地质特征第一节 井田概况一、交通位置x煤矿位于x县城西北，直线距离约14.5Km，矿区跨越x县与xx县两县边界。行政区划属x县潘家庄镇管辖。地理坐标极值为：东经10506401050757，北纬253300253328。矿区东缘有”西环线”三级公路，至潘家庄镇8.5km，至x县城27km。x有高等级公路至顶效镇64km，顶效为南（宁）昆（明）铁路的一个火车站，通过该火车站，原煤可运往缺煤的广西、广东省各地或其它省市，交通较为便利。二、地形地貌矿区主要为侵蚀剥蚀中山地貌，山脉走向近南北。总体地势北部高南部低，最大高程1956.2m（勘查区之外的中部山头），最低高程1362.5m。最大高差557.3m，一般高差200300m。三、水系区内属珠江流域北盘江水系上游地带。勘查区东缘分布有一条规模相对较大的长年性溪沟，流向由北往南，经矿区东南角流至区外约1.8Km的猪场坝村寨附近注入一个溶洞中成为暗流。该溪沟流水枯季流量约1525L/S。四、气象及地震情况区内气候属亚热带暖温湿润季风气候，为黔西南夏湿冬干温和区域。年均气温约15.2，78月月均温度2122，日最高气温约3335，1月气温最低，月均约6.1，日最低气温零下16左右。由于地势高差较大，地势低洼的谷地气温较高，高山上则偏寒冷，二者温差可达35左右。年均降雨量1320.5mm，59月为雨季，降雨量约占年降雨量的80%以上，且多有大暴雨，常引发滑坡等地质灾害。冬春季节一般干旱少雨，冬季常有降雪，高山多有凌冻。根据中华人民共和国建设部、国家质量监督检验检疫总局2001年7月联合发布的建筑抗震设计规范（GB500112001）的规定，本区的抗震设防烈度为六度。五、矿区工农业生产、建筑材料等概况区内居民为汉族、苗族、回族、布依族农民，以农业为主。乡镇企业基础薄弱，发展煤矿及相关产业是该乡的优势，经济文化较落后。矿井建设所需钢材、水泥从x县购进，其它建筑材料如砂、石材、砖瓦、石灰、木材等均可就地取材。六、现有煤炭运销和经济效益情况矿区东缘正在建设的“西环线”公路为柏油路面，宽度7.5m，为三级公路，距矿井工业场地约500m。矿井工业场至潘家庄镇8.5km，至x县城27km。x县有高等级公路至顶效镇约64km，顶效为南（宁）昆（明）铁路的一个火车站，通过该火车站，原煤可运往缺煤的广西、广东省各地或其它省市，吨煤净盈利在2050元之间，经济效益较好。七、文物古迹、旅游景点、村庄及其它地面建筑等情况区内属四面环山的沟谷，周围没有任何文物古迹、旅游景点及重要建筑物，对矿山开采十分有利。矿区内存在着村寨，本设计参照地质资料情况及业主要求，要求区内村寨等集中建筑物下必须留设保护煤柱，在集中建筑以外的零星建筑必须搬迁，应确保先搬迁（或保护）后回采的原则。工业广场占用土地已全部征用。对矿区内可能存在的地质灾害采取针对性的防治对策措施。八、现有电源、水源情况根据x县供电局的批复，x煤矿双回路供电电源引自振兴煤矿35kv变电站10kv电源，距矿井工业场地约为2.9km，导线型号LGJ-95，矿井供电电源可靠。根据矿方提供，矿井生活供水水源可利用经净化、消毒处理的流经工业场地附近的溪沟水；矿井生产消防用水可利用溪沟水或处理后的井下排水。第二节 地质特征一、地层井田内出露地层为二叠系、三叠系、第四系，自老至新分述如下。1）下二叠统茅口组（P1m）：主要分布在勘查区东部边缘槽谷低洼地带，为灰色中厚层石灰岩，含蜒、腕足类化石，未见底，厚度不详。2）上二叠统大厂层（P2d）分布于矿区东缘地势较低的坡脚及溪流谷地的两岸边。岩性为灰色厚层块状硅质岩，露头溶蚀孔洞发育。本岩性段相当晴隆县大厂锑矿产出层位，故名“大厂层”。与下伏茅口组为假整合接触。厚度变化较大，厚度060m左右，在ZK301钻孔中缺失。3）龙潭组（P2l）分布于矿区东部斜坡地段，为区内含煤岩系，厚411460m。按岩性及含煤情况，大致可分为上、中、下3个段，段间为连续沉积，本组与下伏地层大厂层为假整合接触。上段：灰色、灰黑色薄至中厚层状粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩及粘土岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩、粉砂岩、细砂岩。本段上部含不可采煤一层，下部含3层煤线。厚约136m。中段：顶部以可采煤层M1起至底部M7煤层之下的粘土岩为界。为龙潭组中主要含煤段。岩性为灰黑色粘土岩、粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、碳质粘土岩夹煤层，大至成韵律层。粉砂质粘土岩及泥质粉砂岩中具条纹状或条带状构造。本段下部夹少许薄层灰岩。单层厚度0.216m不等。其中：粘土岩116m，粉砂质粘土岩112m，泥质粉砂岩212m，粉砂岩0.206m，碳质粘土岩0.208m。地表浅部（ZK301孔）以粘土岩为主，粉砂质粘土岩和碳质粘土岩较多，夹细砂岩、泥质砂岩、粉砂岩、薄层灰岩。本段地层在矿区内含可采煤4层，局部可采煤1层及多层不可采煤层。厚约226246m。下段：本段上部由灰色深灰色燧石灰岩、泥质灰岩、钙质砂岩组成，厚1722m；下部为深灰色、灰黑色粘土岩、泥质粉砂岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩及泥灰岩，含不可采煤层2层，厚约4970m。4）上二叠统长兴组（P2c）露头呈狭窄带状分布于矿区东部斜坡上方地形陡峭部位。岩性为灰色薄一中厚层、层厚状石灰岩，深部在ZK302钻孔中变为深灰色泥质灰岩夹钙质粉砂岩及粘土岩，与下伏龙潭组分界不大明显，厚约520m。5）下三叠统飞仙关组（T1f）分布于矿区西部高山地带，矿区内分布范围较宽广。岩性以上部紫红色、灰绿色、下部为灰绿色薄层泥质粉砂岩、粉砂质粘土岩及粉砂岩为主夹细砂岩，中部夹鲕状灰岩约32m。本组上部在矿区内出露不全。出露厚度约300余米。6）第四系（Q）主要分布于矿区东部斜坡中段、下部地形局部变缓地段及坡脚槽谷溪流地带，为残积、坡积物，由含碎石土及粘土组成，沟谷溪流中及两侧有冲积砂砾土层，厚010余米。二、地质构造x煤矿区位于区域性普安青山向斜南东翼，即放马坪背斜的北西翼，矿区构造较简单，为单斜构造。矿区地层总体走向北西，倾向南东，倾角515度，平均倾角7度左右。矿区内大部分地段未发现断层，ZK302钻孔中有两处构造角砾岩，但地表没有见到断层迹象。矿区东缘沿溪流的冲沟中，有F2断层通过，该断层走向北西，倾向东，倾角约75度。断层两端延伸出图，区内断层走向长约1Km。该断层主要在大厂层（P2d）和茅口组（P1m）地层中通过，对矿区煤层影响甚小。三、煤层矿区内可采煤层为五层，自上而下分别编号为M1、M2、M3、M5、M7。现分述如下。M1煤层：位于煤系中段顶部，上距长兴组（P2c）底界136m，煤层厚0.801.40m，平均厚1.14m，深部为块煤，浅部和地表为粉煤，主要为半亮型煤，煤层中局部见黄铁矿细粒。结构单一，不含夹矸。顶板为薄层状钙质粉砂岩，底板为薄层状炭质粘土岩。M2煤层：位于煤系中段上部，上距M1煤层20-30m。煤层自然厚0.82.21m ，不含或含12层不稳定夹矸，夹矸一般厚0.10.20m，煤层厚0.81.91m，平均1.24m。煤层厚度变化较大，但全区可采。煤层结构为：南部不含夹矸，往北及往深部含12层夹矸。煤块较硬，深部为块煤浅部为粉煤，主要由半暗型煤条带组成。顶板为薄层炭质粘土岩和中厚层状细砂岩，底板为薄层炭质粘土岩。M3煤层：位于煤系中段上部，上距M2煤层2126m，自然厚度0.11.11m，往南白马山ZK101变为2.54M，勘查区地表LD31老窑及浅部ZK301孔中煤层含23层夹矸，ZK301孔中煤层结构为0.23(0.12)0.46(0.1)0.20m。往南约1000m至白马山煤矿ZK101煤层变厚为2.54m不含夹矸；沿倾向斜长约1000m至ZK302孔，煤层变薄为0.1m。因此认为，M3煤层为地表浅部可采，深部不可采的局部可采煤层。可采部分煤层平均厚度1.16m。块煤为主，由半亮型条带组成，顶板为薄层粉砂质粘土岩，底板为薄层粘土岩。M5煤层：位于煤系中段下部。上距M3煤层136141m，煤层自然厚度2.503.16m，浅部不含夹矸或含一层夹矸，深部ZK302中含4层夹矸。剔除厚度较大的夹矸及不可采部分后，煤层厚度在勘查区内为1.463.15m，往南在白马山煤矿ZK101孔中厚度变为3.16m，平均厚度2.50m。本煤层以块煤为主，由半光亮型煤和暗淡煤条带组成，偶见黄铁矿细脉，顶板为薄层碳质粘土岩、粘土岩，底板为薄层粘土岩。本煤层厚度较大，是小窑和本矿区SC1生产井主采对象。亦是勘查区的主要可采煤层。M7煤层：位于煤系中段底部，上距M5煤层2137m，勘查区内煤层厚0.81.35m，平均厚1.06m，自然厚度0.82.01m，含12层不稳定夹矸，在南面白马山ZK101孔中厚度增大为4.30m，含2层夹矸。煤层黑色，以块煤为主，局部为粉煤，主要由半暗型煤条带组成。煤层顶板为薄层炭质粘土岩及薄层泥灰岩，底板为薄层粘土岩。本煤层全区稳定可采。可采煤层特征见表1-2-1。表1-2-1 可 采 煤 层 特 征 表煤层编号可采部分厚度（m）煤层倾角（）煤层间距（m）煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶 板底 板M10.81.472030简单稳 定钙质粉砂岩碳质粘土岩1.14M20.81.917较简单较稳定碳质粘土岩、细砂岩碳质粘土岩1.242126M30.12.547复杂不稳定粉砂质粘土岩粘土岩1.16136141M51.463.157简单稳 定碳质粘土岩、粘土岩粘土岩2.52137M70.81.357简单稳 定碳质粘土岩、泥灰岩粘土岩1.06四、煤质1、物理性质及煤岩特征可采及局部可采煤层M1、M2、M3、M5、M7，宏观观察均呈黑色，多成块状，性较硬，多为贝壳状断口，光泽强，部分为暗淡光泽，不规则齿状断口，唯M2浅部及M7的部分煤层呈粉状、性软、光泽暗淡。肉眼见煤岩类型一般为半亮型及半暗型煤。2、化学性质各煤层煤质特征见表122。M1、M2、M3煤层灰分比位于其下部的M5、M7煤层灰分高810%左右。勘查区各煤层原煤全硫含量均较高（3%），但精煤一般可降到2%以下，仅M7精煤平均全硫含量为2.75%。说明区内煤层洗选降低硫含量的效果可能较好。M3煤层的两件分析样品，其中取自地表YD31坑道中的一件煤样，水分5.91%，挥发分15.91%，全硫0.45%，是因煤层风化导致的异常值，无代表性。3、煤的可选性在矿区主要煤层M5、M7两煤层的老窑中各采取简选煤样1件，共2件，经加工筛分为136、63、30.5、0.5mm4个粒级，经用1.4、1.41.5、1.51.6、1.61.7、1.71.8、1.82.0、2比重液浮选，其基本结果见表123。矿区M5、M7两主要煤层经用1.41.5及小于1.4的重液浮选，可获得灰分（Ad）小于10%，全硫（St,d）小于3%（2.382.84%）的精煤，回收率在75.64%以上，其中M7煤层原煤样品灰分、硫分均略偏低，回收率相应在90.2095.69%间。总的看来，矿区煤层可选性是较好的。表1-2-2 可采煤层煤质特征表煤层编号各 项 指 标水分Mad（）灰分A（）挥发分V（）全硫St, d（）发热量MJkgM11.181.221.2017.2627.8422.558.4910.499.493.194.683.9334.8535.8435.35M20.991.151.0412.5229.9523.968.2012.1110.153.1611.117.4835.6635.8735.76M31.895.911.5930.7711.6815.917.320.457.407.428.8835.0435.80M50.430.530.487.827.937.876.706.896.791.912.051.9835.6135.8936.27M70.430.740.587.407.787.595.927.466.692.103.413.2335.8335.8935.86表123 浮选试验结果汇总表 煤层号密度级Kg/L回收率（%）水分Mad灰分Ad%全硫St,d%原煤1.3612.614.56M51.41.4-1.575.64-82.400.61-1.993.18-9.702.38-2.841.5214.36-11.600.96-2.9418.29-65.613.47-31.14M7原煤1.926.521.731.41.4-1.590.20-94.420.76-2.202.31-7.331.57-1.671.529.98-5.581.75-2.5814.82-71.271.72-19.594、煤类与工业用途区内各煤层精煤挥发分含量为6.697.61%，属于无烟煤范畴，这与煤岩鉴定中根据镜煤反射率测定得出的结论是吻合的。精煤挥发分由处于下部的M7煤层往上直至M1煤层，含量逐渐由6.69%增加至7.61%，说明变质程度由下而上逐渐变浅，这与区域变质的特点是相一致的。鉴于矿区一般均为高硫分煤，原煤直接用于电厂用煤和民用燃料，对环保和人的身体健康不利。若通过洗选、浮选，可以获得低灰分、中高硫分一中硫分煤，适宜用作电厂燃料和民用燃料。经取M5、M7煤层中样品测试，其自燃倾向性为自燃（二类）（见后文，其它开采技术条件），运输及使用过程中，煤堆放时间不宜过久，应在一定时期翻动，预防煤堆自燃危害。煤中有害元素As、F含量偏高（经取M5煤层1件样品分析，As：2.7ppm、F ：82PPm），今后应进一步研究各煤层中As、F的含量及变化情况，燃煤可能产生的对环保、人体健康的影响性。五、其它开采技术条件1. 顶底板条件井田内主要可采煤层顶板条件中等，顶板多为钙质粉砂岩、钙质粘土岩、细纱岩、泥灰岩，结构较稳定，顶板易于管理，但对局部破碎带及节理发育处应加强顶板管理和支护；底板多粘土岩，底板吸水性较强，存在泥化和膨胀现象，在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。2. 瓦斯、煤尘和煤的自燃性x县x煤矿2004、2005、2006年、2008年连续四年瓦斯等级鉴定结果均属低瓦斯矿井。x煤矿2004、2005、2006、2008年度瓦斯等级鉴定批复结果见表1-2-4。表1-2-4x煤矿瓦斯等级鉴定批复结果表 年 度瓦斯二氧化碳鉴定等级审批意见绝对量（m3/min）相对量（m3/t）绝对量（m3/min）相对量（m3/t）2004年0.968.600.272.45低瓦斯低瓦斯2005年0.498.640.223.96低瓦斯低瓦斯2006年1.017.210.293.43低瓦斯低瓦斯2008年1.450.27低瓦斯经按AQ1018-2006标准进行预测(见四章第一节)，矿井深部开采时相对瓦斯涌出量为15.36 m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为9.7m3/min，为高瓦斯矿井。矿井有关瓦斯方面的资料不全，矿方在建井和生产过程中须按规定测定各煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、计算矿井瓦斯涌出梯度和瓦斯压力梯度。按规定进行矿井瓦斯等级鉴定工作。3、煤的自燃倾向性： 根据贵州省煤田地质局实验室提交的x煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，该矿M1、M2、M3、M5、M7煤层自燃倾向分类均为级，即自燃煤层，本次设计按自燃煤层设计和管理。4、煤尘爆炸危险性：根据贵州省煤田地质局实验室提交的x煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿M1、M2、M3、M5、M7煤层均无煤尘爆炸性，矿井按煤尘无爆炸性设计和管理。5. 煤与瓦斯突出根据黔安监管办字2007345号文件，x煤矿位于煤与瓦斯突出危险矿区，该矿已委托中国矿业大学开展了M5、M7煤层煤与瓦斯突出鉴定，根据中国矿业大学提交的x煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字20081009号）的批复结果，该矿M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380m标高以上无突出危险，结合该矿瓦斯等级鉴定情况及本设计根据AQ标准的预测结果，本次变更设计M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380m标高以上按低瓦斯和无煤与瓦斯突出危险进行设计和管理，其它未鉴定区域按有煤与瓦斯突出危险进行设计和管理。6. 地温在实际生产过程中区内生产矿井从未发生过地温异常现象，x煤矿应属地温正常型矿井。7冲击地压本矿及周边其它生产矿井在生产中未发生过冲击地压，地压正常，本次设计投产时暂按无冲击层考虑，但在掘进和采煤时应注意应力集中的影响，应尽量避开应力集中区。随着开采深度的不断增加，不排除有冲击层及出现冲击地压的可能，矿方应补做这方面的工作，确保矿井安全生产。六、水文地质1、区域水文地质概况（1）区域水系矿区南东角马驿平子为本区最高点，高程1972.9m。地势大致以年家地为中心往北、西、南三面逐渐降低，区内最大相对高差达822.9m。该区北边为新寨河流域，西边为马岭河流域，南边为大桥河流域。矿区位于三流域之分水岭地带。（2）区域含隔水层特征根据出露地层岩性与含水介质特征，本区可划分为两个碳酸盐岩含水岩组与三个碎屑岩相对隔水岩组。a、茅口组岩溶含水岩组（P1m）：主体岩性为灰岩，溶蚀裂隙，溶洞发育，在区域上有多处伏流出现，主要为溶洞水，富水性强。b、大厂层相对隔水岩组（P2d）：主体岩性为硅质岩，仅在区域上零星出露，大部缺失。c、龙潭组相对隔水岩组（P2l）：岩性主要为粘土岩与砂岩，表层风化裂隙发育，往深部张性裂隙不发育，含水性与导水性差，为相对隔水岩组。d、长兴组岩溶含水岩组（P2c）：主体岩性为厚层石灰岩，岩性厚度变化较大，溶蚀裂隙发育，含溶蚀裂隙水，富水性弱至中等。e、飞仙关组相对隔水岩组（T1f）：岩性为粘土岩与砂岩，含水性与导水性差，为区域相对隔水岩组。（3）地下水的补径排条件本区大致以放马坪-年家地-大丫口-潘家庄为分水岭，可划分为三大水文地质单元。北边为新寨河流域，西边为马岭河流域，南边为大桥河流域。大气降水是该区地下水的主要补给来源。北边新寨河流域水文地质单元中的地下水往北径流，经过麻沙河汇入北盘江。西边马岭河流域中的地下水往南径流汇入南盘江。南边大桥河流域中的地下水往东径流，经麻沙河汇入北盘江。本矿区位于三大流域的分水岭地带，主要位于马岭河流域与大桥河流域水文地质单元中。2、井田水文地质井田位于前述三大流域之分水岭地带，主要位于马岭河流域与大桥河流域水文地质单元中。南东角猪场坝消水洞为矿区最低侵蚀基准面，标高约1317m。矿区地形中部高东西两面低，靠中部的马驿平子为本区最高点，高程1972.9m，与南东角猪场坝消水洞最低侵蚀基准面相对高差达655m。矿区资源量计算最低标高为M7煤层，最低标高1180m，低于矿区最低侵蚀基准面下137m。矿区西部为火麻地溪沟，为季节性小溪流，自北东向南西流入幸福水库。矿区东侧为猪场坝溪流，由北往南流至猪场坝消水洞后以伏流形式最终排入大桥河中，该溪流为常年性小溪流，水流受大气降水影响较大，枯季流量约1525L/s。矿区最低煤层M7地表出露标高1450米，高于猪场坝溪流约60米。（1）含（隔）水岩组特征a、飞仙关组砂页岩裂隙含水岩组（T1f）：分布于矿区中西部，厚度大于200m，岩性为砂岩、粘土岩。含表层风化裂隙水，其补给来源主要为大气降水，含水性及导水性差，富水性弱。为矿层顶板间接充水含水层。b、长兴组灰岩溶洞裂隙含水岩组（P2c）：呈条带状分布于矿区中部斜坡地带。厚度约20m，岩性为中厚层灰岩、泥质灰岩及粘土岩、粉砂岩，岩性及厚度变化较大，在本矿区经钻孔揭露溶蚀裂隙不发育，富水性弱。该岩组分布于矿区陡峻的斜坡地带，分布位置较高，其补给来源主要为大气降水，汇水条件差，地下水补给条件较差。该岩组距矿区最顶层M1号煤约115m，中间为龙潭组砂岩粘土岩隔水层，其地下水可通过采煤塌陷裂隙进入矿坑，为矿层顶板间接充水含水层。c、龙潭组砂泥岩裂隙含水岩组（P2l）：为矿区含煤岩系，含5层可采煤层。厚度约450m。岩性主要为砂岩与粘土岩，局部夹有少量泥质灰岩或含燧石灰岩。经钻孔岩芯统计其裂隙率均小于1%；经地表调查，含表层风化裂隙水，在局部汇水冲沟中可形成下降泉，流量小于0.4L/s；经坑道调查仅在局部节理裂隙发育地带具有滴水现象，坑道排水量小于1L/s；据相邻煤矿山钻孔简易抽水试验资料其单位涌水量为0.0008L/sm，由此说明该岩组含水性及导水性差，接近于相对隔水岩组，为矿层直接充水含水层。d、大厂层硅质岩裂隙含水岩组（P2d）：零星分布于矿区南东角，矿区大部缺失。主要为硅质岩，其节理裂隙较为发育，富水性弱中等。该岩组对煤层矿坑充水影响甚微。e、茅口组灰岩裂隙溶洞含水岩组（P1m）：分布于矿区东侧溪沟中。岩性为中厚层状灰岩，其中溶洞、落水洞及溶隙发育。矿区内于此岩组中未见有大泉出露。该含水岩组主要接受大气降水和猪场坝溪流补给，为裂隙溶洞含水岩组，富水性中等至强。该岩组上距M7煤层约100m，中间被砂泥岩所隔，对煤层矿坑充水没有影响。（2）主要构造破碎带的水文地质特征及对矿床充水的影响矿区仅于东侧溪沟中发育一条断层F2，走向近南北，倾向东，倾角约75，东盘下降，为正断层，垂直断距约90m。断层发育于P2l、P2d、P1m地层中。煤层出露于断层西盘，该断层对矿区煤层无破坏作用，不会成为矿床的充水通道，对矿区煤层开采无充水影响。（3）地表水对矿床充水的影响矿区西侧发育的火麻地溪沟，为季节性小溪流，流量较小，流经地层为飞仙关组碎屑岩，对矿床充水影响较小。矿区东侧发育的猪场坝常年性溪流，其枯季流量约1525L/s，该溪沟洪水位线分布标高约13201370米。而矿区最低煤层M7地表出露标高为1450米左右，高出溪沟80米以上，煤层底板与茅口组灰岩之间有100余米厚的砂泥岩所隔。因此猪场坝溪流对矿区煤层开采无充水影响。（4）老窑水和生产矿井对矿床充水的影响矿区东边由x煤矿业主开掘有SC1、SC2两个主井。其中SC1主井开采M5号煤层，为斜井开采，已于2004年6月停产，其近地表200米范围内的煤层已大部采空，老硐分布范围约0.07Km2，老硐分布标高约14501485m，由于长时间停采积有大量老窑水，具初步估算其积水量约20000m3，对矿床开采构成充水威胁。SC2主井开采M7号煤层，主要为平硐开采，估计开采深度为150m左右，其矿井水均现采现排，积水量不大。其它无证小窑采深最多50m，且均用人工或虹吸法排水，积水量很少。综上所述，矿区主要矿体位于当地最低侵蚀基准面之上，地形有利于自然排水。矿床充水含水层有：P2l直接充水弱含水层、T1f与P2c顶板间接充水弱含水层及老窑积水。由于充水含水层富水性差，以大气降水补给为主，地下水补给条件差，因此其水文地质条件复杂程度属简单类型，为水文地质条件简单的裂隙水充水矿床。3、矿床充水因素分析（1）充水水源矿坑充水水源主要为P2l裂隙水、P2c岩溶裂隙水、T1f裂隙水。其次为老窑积水。（2）充水途径煤层充水通道主要为地下采煤产生的塌陷裂隙。P2l裂隙水以直接充水方式进入矿坑，P2c岩溶裂隙水、T1f裂隙水以顶板间接充水方式沿塌陷裂隙渗入矿坑。开采坑道揭穿老硐时老窑水直接进入矿坑。（3）充水强度分析由于矿坑充水含水层（T1f、P2l、P2c）富水性弱，其主要补给来源为大气降水，其矿坑充水主要为大气降水沿采煤塌陷裂隙通道向下垂向渗入补给形成，因此其矿坑涌水量大小与降雨强度有关。（4）矿床勘查类型划分该矿区煤层为以T1f、P2l、P2c裂隙含水层充水为主的裂隙充水矿床。4、矿井涌水量矿区煤层矿坑充水含水层为T1f、P2l、P2c，因矿区位于分水岭地带，充水含水层中的裂隙水主要由大气降水补给形成，富水性弱。在未来开采条件下，其矿坑水主要由T1f、P2l、P2c含水层中的裂隙水补给形成。根据该矿历年统计资料、结合周边矿井涌水量及现场调查，预计x矿井正常涌水量为15m3/h，最大涌水量为45m3/h 。七、其它有益矿物的勘探程度、赋存情况根据地质报告及储量核实报告提供的资料表明，该矿区范围内除了蕴藏主要的煤炭资源外，没有其它有益的矿物质。八、地质勘探程度及存在问题1. 地质勘探工程概况二十世纪7080年代，贵州省地矿局区调队、物探队曾在该区进行1：20万区调和化探工作；19821984年区调队开展过1：5万区域地质矿产调查。1999年4月2000年4月，贵州省地矿局117地质大队进行了x县放马坪王家寨地区煤矿1：1万地质简测，大致查明包含本勘查区在内的较大区域的煤层层位、厚度，基本确定有可采煤层8层，估算了远景储量。2002年12月2003年5月，贵州省地矿局117地质大队勘查技术部在x煤矿南面与其接壤的白马山煤矿进行地质详查。2005年4月贵州省地矿局117地质大队编制了贵州省x县x煤矿勘查地质报告，基本查明矿区地质特征及可采煤层及局部可采煤层的层数、层位、厚度、结构、可采范围，煤层露头进行了较系统的揭露和控制；基本查明可采、局部可采煤层的煤质特征，确定了煤类为无烟煤。矿区为高硫煤，但洗浮选性能良好。经洗浮选后可获得全硫小于3%的商品煤；基本查明矿床水文地质条件，矿坑充水因素，预测了未来矿坑涌水量；基本查明可采、局部可采煤层顶、底板工程地质特征及主要可采煤层瓦斯含量等开采技术条件，对矿区环境地质条件作了初步评价。2007年6月，贵州省地矿局117地质大队通过进一步的地质工作，提交了贵州省x县x煤矿资源/储量核实报告，大致划分了矿区及其邻近的地层，大致了解了区内岩性、厚度及分布情况；初步查明了区内可采煤层数，了解了M1、M2、M3、M5、M7煤层的空间分布状态；并对可采煤层进行了分析对比，煤层对比可靠；查明了矿区内的煤类；了解了M1、M2、M3、M5、M7煤层主要煤质特征，指出了煤的利用方向；大致了解区内各地层含水性，对矿床充水因素作了初步分析；分煤层进行了资源量计算，计核实勘查区M1、M2、M3、M5、M7煤层资源量（332+333+334？）1103万t。2. 对勘探类型和勘探基本网度的评价贵州省地矿局117地质大队编制的贵州省x县x煤矿资源/储量核实报告，对本矿区勘探程度基本达到普查程度，勘探深度及勘探网度尚难满足30万t/a矿井的设计要求。本设计只是针对原设计及井巷工程实际揭露情况进行变更设计，在以后的掘进、生产过程中有可能与设计不符（如煤层产状及小于30m的构造并未查清），届时井下巷道等需根据实际情况进行适当调整。3. 储量的可靠程度分析根据目前地质勘探程度，矿井储量级别偏低，建议在今后采掘过程中加强地质编录以指导矿井今后的设计及开采。4. 水文地质、煤质分析等资料的可靠程度及对开采的影响地质报告及储量核实报告对矿井水文地质、煤质的分析基本可靠，可采煤层为中高硫高硫分、低中灰、特高热值的无烟煤，适于民用及电厂用煤。5. 对地质资料的评价、存在问题及应补充勘探工作的建议（1）井田深部勘探程度低，煤层变化大，不能满足机械化开采要求，生产过程中应加强巷探工作。（2）煤层露头附近的采空区，可能存在老窑积水、积气，必须坚持超前探放水、探放气，严加防范。（3）由于井田地表局部存在山体滑坡的可能，对开采可能引发的地质灾害，应加以密切的注意，采取切实可行的防范处理措施。对已在地面出现的地裂缝应做好治理工作。（4）由于水文地质工作程度较低，其矿井涌水量准确性较差，矿井生产建设期间应注意收集相关资料，确定矿井涌水量。（5）在今后的生产过程中，应加强该矿地质资料的收集与整理工作，为将来全面掌握矿井的地质情况，合理开拓延伸提供可靠的科学依据。第二章 通风与安全第一节 概况一、瓦斯（1）矿井瓦斯鉴定情况根据瓦斯等级鉴定批复文件（黔能源发2010801号、黔能煤炭2011790号、黔能煤炭2012487号）：2010年度矿井绝对瓦斯涌出量6.66m3/min，相对瓦斯涌出量9.59m3/t，绝对二氧化碳涌出量3.43m3/min，相对二氧化碳涌出量2.62m3/t，鉴定结果为低瓦斯矿井；2011年度矿井绝对瓦斯涌出量9.39m3/min，相对瓦斯涌出量16.90m3/t，绝对二氧化碳涌出量2.76m3/min，相对二氧化碳涌出量4.97m3/t，鉴定结果为高瓦斯矿井；2012年度矿井绝对瓦斯涌出量10.44m3/min，相对瓦斯涌出量15.03m3/t，绝对二氧化碳涌出量2.76m3/min，相对二氧化碳涌出量3.97m3/t，鉴定结果为高瓦斯矿井。根据黔安监管办字2007345号文件，x煤矿位于煤与瓦斯突出危险矿区，本矿已委托中国矿业大学开展了M5、M7煤层煤与瓦斯突出鉴定，根据中国矿业大学提交的x煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字20081009号）的批复结果，本矿M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380m标高以上无突出危险。本设计在鉴定不突出危险区域按照高瓦斯进行设计和管理，在没有鉴定的区域及煤层，按照按煤与瓦斯突出进行设计和管理。（2）瓦斯参数根据贵州省x县x煤矿勘查地质报告中通过钻孔对M5、M7煤层的测定结果，M5煤层瓦斯含量为14.49ml/g（14.49m3/t），M7煤层瓦斯含量为8.82ml/g（8.82m3/t）。(3)瓦斯涌出量预测及变化规律分析 按照AQ10182006标准，可采用矿山统计法和分源预测法进行，本设计采用分源预测方法进行预测，采用如下的预测步骤：矿井瓦斯涌出构成关系如图4-1-1所示。图4-1-1 矿井瓦斯涌出构成关系图（4）开采煤层瓦斯涌出量设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测。设计以一个采区、一个采煤工作面、二个煤巷掘进面、一个岩巷掘进面达到设计生产能力，首采工作面布置在M7号煤层，上邻近层为M1、M2、M3、M5，开采时，瓦斯涌出主要来源于上临近层、本煤层。1）各煤层残存瓦斯含量计算由于地质报告中未提供各煤层的残存瓦斯含量,根据AQ1018-2006标准选取为4m3/t.r，由于M5、M7煤层的瓦斯含量是采用瓦斯含量梯度推算法计算的纯量值，其残存瓦斯含量也是纯量值，直接代入计算。其余煤层的瓦斯含量采用经验公式法计算的值为原煤瓦斯含量值，其残存瓦斯含量需转换为原煤残存瓦斯含量，按下列公式计算其残存瓦斯含量。计算公式：Wc=Wc(100-Af-Wf)/(100(1+0.31Wf)式中：Wc原煤残存瓦斯含量，m3/t；Wc煤的可燃质(纯煤)残存瓦斯含量，m3/t；Wf、Af煤水份、灰份，%。根据以上公式计算各煤层残存瓦斯含量见下表表 原煤残存瓦斯含量计算表煤层编号水份Wf（%）灰份Af（%）煤的可燃质(纯煤)残存瓦斯含量Wc（m3/t）原煤残存瓦斯含量Wc（m3/t）M51.3612.6142.420M71.926.5242.296计算公式：Wc=Wc(100-Af-Wf)/(100(1+0.31Wf)式中：Wc原煤残存瓦斯含量，m3/t；Wc煤的可燃质(纯煤)残存瓦斯含量，m3/t；Wf、Af煤水份、灰份，%。 2）未预抽前矿井二采区瓦斯涌出量计算回采工作面瓦斯涌出量计算采面布置在M7煤层时，其下无邻近煤层瓦斯涌出，上邻近煤层只有M5煤层有瓦斯涌到M7煤层的采掘空间，其余煤层较远无瓦斯涌到M7煤层的采掘空间。回采工作面瓦斯涌出来源主要来源于开采层瓦斯涌出和邻近煤层瓦斯涌出。按照AQ1018-2006标准及本矿井回采工作面瓦斯涌出来源，回采面相对瓦斯涌出量为：q采=1+2式中：q采：回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； 1：开采层相对瓦斯涌出量，m3/t； 2：邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；经计算，预抽前开采M7煤层时采面瓦斯涌出量见下表 此文档仅供学习与交流表 预抽前开采M7煤层采面相对瓦斯涌出量计算表开采煤层本煤层瓦斯涌出量煤层编号围岩瓦斯涌出系数K1工作面丢煤瓦斯涌出系数K2工作面长度L(m)掘进巷道预排等值宽度h准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数K3开采煤层厚度m(m)工作面采高M(m)煤层原始瓦斯含量W0(m3/t)煤的残存瓦斯含量Wc（m3/t）瓦斯涌出量q1（m3/t）M71.31.0518190.90052.02.08.82 2.296 7.217 邻近层瓦斯涌出量煤层编号邻近煤层瓦斯排放率邻近煤层厚度m(m)工作面采高M(m)邻近煤层的原始瓦斯含量W0(m3/t)邻近煤层的残存瓦斯含量Wc（m3/t）邻近煤层瓦斯涌出量q2（m3/t）M50.552.82.814.49 2.4206.639 邻近层瓦斯涌出量合计7.217 M7煤层采面相对瓦斯涌出量q13.86 公式：式中:式中:q采=q1+q21=K1K2K3（W0-WC），m3/t2=， m3/tK3=q1薄及中厚煤层不分层开采开采层相对瓦斯涌出量（m3/t）；K1围岩瓦斯涌出系数，全部夸落法管理顶板，碳质组份较多的围岩，K1值取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数进行计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；L工作面长度，180m；h巷道瓦斯排放宽度，m。矿井所采煤种为瘦煤，h取9。m开采煤层厚度，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，m3/t。根据上表，开采M7煤层时，本煤层相对瓦斯涌出量为7.217m3/t，邻近煤层瓦斯涌出量为6.639m3/t，采面瓦斯相对涌出量为13.86m3/t。设计二采区M7煤层年产量为30万t/a，二采区的M7煤层回采工作面年产量按二采区M7煤层年产量的90%计算采面的绝对瓦斯涌出量。预抽前开采M7煤层采面绝对瓦斯涌出量见下表表 预抽前M7煤层采面绝对瓦斯涌出量表开采煤层编号矿井年产量T年（t）采面年产量T采 （t）年工作日数d采面相对瓦斯涌出量q瓦斯涌出不均衡系数Kn采面绝对瓦斯涌出量Q（m3/min)M730000027000033014.3291.29.45Q=TqKn/（d2460）,m3/min式中：T年矿井年产量，t；T采采面年产量，t，按矿井年产量的90%计算；d年工作日数，取330天；q采面相对瓦斯涌出量，m3/t；Kn瓦斯涌出不均衡系数，回采工作面或掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.21.5，矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取1.11.3。根据上表，采面瓦斯相对涌出量为13.86m3/t。采面绝对瓦斯涌出量为9.45m3/min。 开采M7煤层时掘进工作面瓦斯涌出量计算 按照AQ1018-2006标准及本矿井掘进工作面瓦斯涌出来源（掘进巷道煤壁和掘进巷道落煤瓦斯涌出量组成），掘进工作面瓦斯涌出量按下式计算：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 Q3 Dvqo(2-1)= 220.00280.07(2-1) =0.20（m3/min）式中：Q3-掘进工作面绝对瓦斯涌出量，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=2momo-开采层厚度，m；v-巷道平均掘进速度，0.0028m/min；L-巷道长度，180m；qo-煤壁瓦斯涌出强度，（m3/（m2.min）；qo0.0260.004(Vr)2+0.16Wo=0.07Vr-煤的挥发分含量，6.69；S-掘进巷道断面积，12m2；-煤的密度， t/m3；其中：掘进巷道落煤的瓦斯涌出量为=120.00281.39（8.82-2.296）=0.30（m3/min）式中： -掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，（m3/min），其它符号同上。则掘进工作面瓦斯涌出量为： 0.20+0.0.30=0.50（m3/min） 根据上表，每个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.50m3/min，二采区配两个M7煤层煤巷掘进工作面，掘进工作面总的瓦斯涌出量为1.0m3/min。生产采区瓦斯涌出量预计 m3/t矿井瓦斯涌出量= m3/t即：开采时矿井相对瓦斯涌出量为22.84m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为16.87m3/min。3）预抽达标后矿井开采M7煤层时瓦斯涌出量预测 预抽后开采M7煤层时采面瓦斯涌出量计算设计二采区开采时在采掘工作面打钻施工顺层条带钻孔，设计预抽达标后各煤层原始瓦斯含量均按7.8m3/t考虑。回采工作面瓦斯涌出来源主要来源于开采层瓦斯涌出和邻近煤层瓦斯涌出。按照AQ1018-2006标准及本矿井回采工作面瓦斯涌出来源，回采面相对瓦斯涌出量为：q采=1+2式中：q采：回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； 1：开采层相对瓦斯涌出量，m3/t； 2：邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；经计算，预抽后开采M7煤层时采面瓦斯涌出量见下表表 预抽后开采M7煤层采面相对瓦斯涌出量计算表开采煤层本煤层瓦斯涌出量煤层编号围岩瓦斯涌出系数K1工作面丢煤瓦斯涌出系数K2工作面长度L(m)掘进巷道预排等值宽度h准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数K3开采煤层厚度m(m)工作面采高M(m)煤层原始瓦斯含量W0(m3/t)煤的残存瓦斯含量Wc（m3/t）瓦斯涌出量q1（m3/t）M71.31.0518090.90052.02.07.8 2.296 6.78 邻近层瓦斯涌出量煤层编号邻近煤层瓦斯排放率邻近煤层厚度m(m)工作面采高M(m)邻近煤层的原始瓦斯含量W0(m3/t)邻近煤层的残存瓦斯含量Wc（m3/t）邻近煤层瓦斯涌出量q2（m3/t）M50.653.02.87.8 2.4203.75 邻近层瓦斯涌出量合计6.78 采面相对瓦斯涌出量q10.53 公式：式中:式中:q采=q1+q21=K1K2K3（W0-WC），m3/t2=， m3/tK3=q1薄及中厚煤层不分层开采开采层相对瓦斯涌出量（m3/t）；K1围岩瓦斯涌出系数，全部夸落法管理顶板，碳质组份较多的围岩，K1值取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数进行计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；m开采煤层厚度，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，m3/t。L工作面长度，m；h巷道瓦斯排放宽度，m。矿井所采煤种为瘦煤，h取9。根据上表，预抽后开采M7煤层时，本煤层相对瓦斯涌出量为6.78m3/t，邻近煤层瓦斯涌出量为3.75m3/t，采面瓦斯相对涌出量为10.53m3/t。设计二采区M7煤层年产量为30万t/a，二采区M7煤层的回采工作面年产量按二采区M7煤层年产量的90%计算采面的绝对瓦斯涌出量。预抽后M7煤层采面绝对瓦斯涌出量见下表表 预抽后开采M7煤层采面绝对瓦斯涌出量表开采煤层编号矿井年产量