鹤壁煤矿抽采设计模板

1、河南理工大学本科毕业设计鹤壁八矿30采区瓦斯抽放系统设计摘 要：矿井瓦斯是时时刻刻严重威胁煤矿井下安全生产的自然因素之一，预防瓦斯灾害对矿井建设和煤炭生产具有重要意义。瓦斯抽放是预防瓦斯灾害的重要措施。 八矿为河南煤化集团鹤煤公司所属的主力煤矿之一。 1960年投产, 矿井生产能力为10万t/a，1970-1974年扩建为60万t/a的中型矿井，2006年核定矿井生产能力为83万t/a（通风能力99万t/a）。根据该矿提供的矿井设计和矿井瓦斯涌出资料, 矿井绝对瓦斯涌出量为24.44m3/min, 相对瓦斯涌出量为34.09 m3/t, 属于高瓦斯矿井。 随矿井产量的增加和开采范围的扩大及开采

2、水平的延伸, 该矿今后主采煤层采煤及掘进工作面和采空区的瓦斯涌出量都将进一步增大。 关键词：八矿 瓦斯抽放 设备选型 方案设计2Henan Hebi Coal Group coal mining company of eight design of gas drainage systemAbstract: The damp is all the time one of threaten seriously coal mine shaft safety in production natural factors, the prevention gas disaster has the impor

3、tant meaning to the mine pit construction and the coal production. The gas pulls out puts prevents the gas disaster's important measure Eight ores one of for Henan carbonification group crane coal company respective main force coal mines. Put into operation in 1960, mine production capacity of 1

4、00,000 t / a ,1970-1974 begin expanding to 600,000 t / a medium-sized mine, approved in 2006 mine production capacity of 830,000 t / a (ventilation capacity of 990,000 t / a) . Provided in accordance with the mine design and mine mine gas emission data, mine for the absolute gas emission 24.44m3/min

5、, the relative gas emission to 34.09 m3 / t, are high-gas coal mine. With the increase in mine production and the expansion of mining and exploitation of the level of an extension of the mine the next main coal seam mining and tunneling goaf face and the gas emission will be further increased. Keywo

6、rds: eight mine gas drainage equipment selection design目 录第一章 绪 论1第二章 矿井概况22.1交通位置22.2井田地质特征32.2.1 地质构造32.2.2 含煤地层及煤层42.2.3 煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性72.2.4 井田水文地质112.3矿井开拓、开采概况12第三章 矿井瓦斯赋存133.1 煤层瓦斯基本参数133.2 30采区瓦斯储量133.3可抽瓦斯量及可抽期143.3.1瓦斯抽放率143.3.2可抽瓦斯量153.3.3可抽期153.4瓦斯涌出量预测153.4.1回采工作面瓦斯涌出预测153.4.2邻近层瓦斯涌出量173

7、.4.3掘进工作面瓦斯涌出量预测183.4.4采空区瓦斯涌出量193.4.5 30采区瓦斯涌出量预测结果20第四章 瓦斯抽放的必要性和可行性论证214.1瓦斯抽放的必要性214.1.1 规定214.1.2 通风处理瓦斯量核定214.2 瓦斯抽放的可行性22第五章 抽放方法235.1 规定235.2 30采区瓦斯来源分析235.3 抽放方法选择245.3.1本煤层瓦斯抽放方法245.3.2邻近层瓦斯抽放方法245.3.3采空区瓦斯抽放方法245.3.4其它情况255.4瓦斯预抽量预计255.4.1底抽巷穿层条带预抽255.4.2预抽煤层瓦斯预抽量预计255.4.3掘进工作面瓦斯预抽量预计265.

8、4.4回采煤层瓦斯预抽量预计265.4.5采空区瓦斯预抽量预计265.4.6数据汇总265.5钻孔及钻场布置265.5.1 底抽巷穿层条带预抽265.5.2 本煤层预抽275.5.3 边掘边抽285.5.4 边采边抽305.6 封孔方法30第六章 瓦斯抽放管路系统336.1抽放管路选型及阻力计算336.1.1规定336.1.2瓦斯抽放管径选择346.1.3阻力计算356.2 管路敷设及附属装置376.2.1 管路敷设要求376.2.2 管路安装386.2.3 管路防腐、防锈396.2.4 附属装置39第七章 瓦斯抽放泵及泵站设施417.1瓦斯抽放泵选型417.1.1规定417.1.2选型原则4

9、17.1.3瓦斯泵参数计算417.1.4瓦斯泵类型427.2 瓦斯抽放系统安装447.2.1瓦斯抽放系统安装的基本要求447.2.2瓦斯抽放泵的安装447.2.3附属设施安装447.3 瓦斯抽放泵房46第八章 安全技术措施488.1抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施488.1.1瓦斯抽放钻场管理488.1.2采空区抽放管道的拆装498.1.3瓦斯抽放管路管理508.1.4瓦斯泵安全措施508.2抽放报表管理51第九章 瓦斯的综合利用与配套设施539.1 瓦斯抽放系统配套设施539.1.1给排水、采暖及供热539.1.2供电及通信539.1.3防雷设施539.1.4瓦斯抽放泵站照明549.2

10、监测监控系统549.2.1监测监控的参数549.2.2 检测仪器、仪表的配备54第十章 瓦斯抽放工作管理55结 论56致谢58参考文献5960第一章 绪 论在煤炭开采过程中，瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、中毒、窒息矿井火灾、透水、顶板冒落等多种灾害事故时有发生。在这些事故中尤以瓦斯爆炸造成的损失最大，从每年的事故统计中来看，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，绝大多数是由于瓦斯爆炸，约占特大事故总数的70%左右，为此，瓦斯称为煤矿灾害之王。通过对煤矿瓦斯的抽采和利用可以有效防治重特大安全生产事故的发生。随着煤炭工业的发展，矿井数量及煤炭产量迅速增加，矿井向深部延伸过程中，一些低瓦斯矿井

11、变为高瓦斯矿井和突出矿井，因此需要抽放瓦斯的矿井越来越多，由此带动了中国煤矿瓦斯抽放技术的迅速发展，目前瓦斯抽放技术在煤矿生产中得到了普遍的推广应用。瓦斯抽放系统设计涉及煤矿开采学、井巷工程、通风安全学、煤矿地质学、流体力学和矿山安全技术等诸多学科，本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过设计，培养了搜集、整理资料和运用所获资料去解决设计中存在大的问题的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。通过设计基本掌握瓦斯抽放系统设计的方法步骤，培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。本次设计的是河南煤化鹤煤集团八矿30采区的瓦斯抽放系统，设计之前，在八矿实习了一个月，对该矿的情况有了一个比较全

12、面的了解。本次设计就是在八矿实际地质条件的基础上，根据收集到的数据、文本以及图纸等矿井资料，在老师的指导下，按照老师给出的要求，对矿井瓦斯抽放系统进行设计。设计的主要内容包括：矿井概况；矿井瓦斯赋存；瓦斯抽放必要性和可行性的论证；瓦斯抽放方法的选择；管网阻力计算；设备选型；瓦斯抽放系统附属设施；瓦斯的综合利用及抽放的安全措施和管理等几个方面。设计的过程是一次理论与实践有机结合的过程，是理论与实践升华的过程；对自己在理论与实践方面都有所提高。在毕业设计的过程中，经常遇到很多难题，自己有时候感到烦躁和着急，甚至也失去了耐心，确实有些计算和理论对自己来说很有难度，但是我没有退缩，振作起来，勇往直前，

13、坚持不懈，永不言弃，在老师和同学的帮助下，通过自己的努力，所有的难题都不是了难题，都得以顺利解决。第二章 矿井概况2.1交通位置鹤煤八矿位于鹤壁矿区南部，鹤壁市山城区鹿楼乡，北起小庄村，南到柴厂村，其地理坐标为：北纬35°501635°3000东经114°1109114°1242。井田边界：西北以F45断层与鹿楼乡小庄桥煤矿为界，北以张庄向斜轴与六矿为邻，南以F53-1断层和F49断层为界，分别与柴厂矿和十矿相邻，西至二1煤层露头线，深部边界为-800m等高线。井田边界南北走向长5.25km，东西倾向宽1.51.9 km，面积7.9 km2 。交通位置见

14、图2-1。图21 鹤煤八矿（图中阴影）交通位置图Figure 2-1 Eight Hebi Coal Mine (shaded) Location Map2.2井田地质特征2.2.1 地质构造1、矿区地质构造演化及分布特征鹤壁煤田位于新华夏系太行山隆起带之南段东侧。东为华北沉降带，西依太行山区。煤田呈近南北方向展布。构造形迹以断裂为主，伴有发育程度不同的褶皱，并有岩浆岩侵入和喷出岩，总的构造形态为一走向NNE、倾向SE、倾角50400的单斜构造。区域构造线展布方向NE、NNE向为主，近SN向断层次之。煤田南部发育EW向构造。构造线多呈雁行式，地垒地堑构造相间出现. 2、井田地质构造及分布特征八

15、矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN倾向E的单斜构造，倾角一般在200360。沿走向发育了轴向NENEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断裂发育。（1）褶曲：经勘探和采掘实际控制的褶曲有三个向斜和三个背斜，均为较宽缓的褶曲从北向南分别为：张庄向斜、鹿楼背斜、桐家庄向斜、南窑背斜、扒厂向斜、柴厂背斜。（2）断层：井田内，构造以断层为主，是影响采区与工作面划分的主要因素。-400m以浅，共有断层109条，通过勘探和采掘生产证实，岩巷中见到，煤层中未见（岩断煤不断）的20条，实际在煤层中的断层有89条，其中落差20m的断层有8条。落差1020m的断层有9条，落差10m的有72条，

16、除一水平四采区之外，井田内其它地区的断层分布在6个断层带，从南到北有F53断层带、13F6-13F1断层带、F50-11F6断层带、11F4-22F2断层带、12F12断层带、24F4-24F1断层带。多分布在矿井南翼。此外在-400800m范围内，在故县村和扒厂村之间作了三维地震，发现断层25条。褶皱对二1煤层厚度的影响：本井田内褶皱形态宽缓，对煤层厚度影响甚微，但在断层附近，由于受挤压应力的影响形成的小型褶皱，则容易对二1煤层厚度产生影响。由于煤层相对于围岩来讲，柔塑性强，使煤层形态产生变化，甚至将煤层挤入围岩的裂隙中。断层对二1煤层厚度的影响：在八矿井田范围内，由于断裂的拉张与挤压作用使

17、煤层厚度变薄是常见的现象。原来认为由于沉积变化形成的“薄煤带”，多数是由于断裂作用形成的。原来认为矿区内断裂以高角度正断层为主，对低角度正断层研究甚少。然而在八矿井田内低角度正断层同样发育。高角度正断层形成的无煤带和煤层变薄带呈狭窄的条带状，而低角度正断层形成的无煤带和变薄带，是一个相当宽的条带。地质构造纲要图，详见图2-2。图2-2鹤煤八矿井田地质构造纲要图Figure 2-2 Hebi Coal Mine Field eight outline map of geological structure2.2.2 含煤地层及煤层本矿区的含煤地层为石炭二迭系地层，包括石炭系中统本溪群、上统太原群

18、，二迭系下统山西组，下石盒子组，二迭系上统上盒子组，煤系地层厚920m。主要含煤地层为太原群和山西组。太原群为煤组，含煤3-12层，煤层总厚5.23m，其中部分可采者2层，平均煤厚1.68m，含煤系数4.5%。山西组为二煤组，含煤13层，平均总厚6.79m。二煤层位于山西组底部，为本矿主要的可采煤层，层位稳定。煤层结构简单，局部在煤层底部含12层夹矸。煤层变化北翼煤层比较厚，平均7.43m，南翼煤层比较薄，平均5.87m。在400m以上，据分布比较均匀的379个见煤点统计，煤厚1.914.0m，平均煤厚6.75m，变异系数25.7%，可采性系数为1，属较稳定煤层。煤厚分布范围主要在4.019.

19、0m之间，在此范围的煤厚占83.7%。二煤层：黑色，金刚光泽，条痕黑色微带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小，松散易破碎，块煤较少。据1989年矿井地质报告，1962、1963、1965、八矿西井混合试样，筛分结果为：25mm占23.77%，025mm占76.23%。1985、1986、1987年，三年的筛分结果为：大于100mm占4.6%，10050mm占8.5%，500mm占86.9%。本矿二煤层，属于中等可选煤至很难选煤。二煤层为中灰特低硫特低磷贫瘦煤，中高-高热值发热量，其工业用途为优质动力用煤。(1)构造软煤厚度二1煤层是八矿主采煤层，本煤层具有层位稳定、易于对比、结构简单复杂、分布

20、较广的特点，煤层中局部含有夹矸，夹矸岩性为泥岩或炭质泥岩；属于基本全区可采的中厚厚煤层。但是煤厚变化大，分布也很不稳定，其变化特征如下：煤厚变化大。矿井煤厚变化在勘探期间钻孔所见煤厚和生产期间采掘揭露中所见煤厚都表现十分明显，据井田内222个勘探钻孔揭露的煤厚资料统计，煤厚变化在014之间，平均煤厚6.75m，其中煤厚>8m和<4m的较小，频率较低，煤厚基本稳定在49m，频率达83.7%.煤层沿走向和倾向都具有较大的变化，主要特征表现为厚薄煤带相间分布，煤厚局部呈突变关系，煤层整体上呈似层状、藕节状或透镜状。从相邻矿井实际回采揭露的情况来看煤厚变化远比勘探揭露的煤厚变化复杂，也大的

21、多，在两个厚煤钻孔间可能存在薄煤区，在两个薄煤钻孔间也可能存在厚煤区。煤层厚度经常在短距离内发生较大的变化，从局部来看，煤层厚度变化规律不明显。井田大部分为3.018m的厚煤区，薄厚煤区一般呈不规则的较小块段孤立分布，规律性不明显。自南向北各分区平均煤厚分别为5.87m、和7.43m，有逐渐增厚的趋势。（2）构造软煤分布特征根据区域二1煤层厚度变化及本区构造发育特征，构造软煤分布有以下特点：八矿井田构造全层发育，根据现场实际观测，构造软煤具有以下特征：黑色、金刚光泽、条痕黑色微带浅灰色，均一状和条带状结构，硬度小、松散易碎、块状较少，上部和下部多为半亮型煤，中部以半亮型煤为主但夹有暗淡型和半暗

22、淡型煤。煤的原生结构和构造已遭到严重破坏，煤体中偶夹粉煤压固而成的块煤，强度很低，指压易碎，属全层构造煤。平均容重1.40t/m3，孔隙度为7.38%，镜煤最大反射率2.38%。实验室测试煤的坚固性系数f值变化在0.10.6之间，平均0.26；P变化在10.525.3之间，平均22.4。根据防治煤与瓦斯突出规定关于构造煤分类方案，煤体破坏类型应属IIIIV类煤。研究表明，发生煤与瓦斯突出要有一定厚度的构造软煤。研究区二1煤构造软煤全层发育，因此，八矿井田二1煤厚特征也就代表了研究区构造软煤厚度特征。根据坑透勘探及生产揭露以及河南理工大学鹤壁煤电公司八矿煤与瓦斯突出危险性预测等资料分析，八矿煤层

23、煤厚沿倾向和走向变化均较大。煤层底板凸起区煤厚变薄，凹陷区煤厚增大。一般认为煤层底板凸起区为小型背斜，凹陷区为小型向斜，因此也可认为背斜使煤层厚度减薄，向斜使煤层厚度增大。煤层底板在走向和倾向上一般都呈波状起伏，这种波状起伏可能反映的是古地理形态或者后期褶皱构造，也可能是二者的叠夹，不管是哪一种情况，遇到底板起伏变化均可与煤厚变化联系起来综合分析判断。二1煤层位于山西组底部，层位稳定。山西组是在海退的总背景下形成的，二1煤层是潮坪沼泽的产物。潮坪环境地形较平坦，大面积分布，水分和矿物质营养供给较充分。在陆壳不断抬升，海水缓慢后退，气候温暖潮湿，植物大量生长发育，沉降和补偿相对均衡的条件下，泥炭

24、沼泽长期持续发育，形成了分布广、厚度大的二1煤层。但由于微环境的变化，导致了煤厚的变化。区内北翼煤层厚度较大，为稳定煤层，南翼煤层厚度较小，为较稳定煤层，则与聚煤时期环境的差别有关。一般来说，成煤时期地势起伏不大，泥炭沼泽化持续时间长，沼泽赋水深浅变化较小，易形成厚度大且稳定的煤层。聚煤时期微环境的不同，同样也影响到小范围内的煤层厚度变化。在一个采面内，工作面往前推进时，遇到煤厚变化是常见的事，除去构造原因之外，则可能与泥炭沼泽沉积时的基底不平有关。同生冲刷作用是在煤层直接顶板形成之后，河流对煤层的冲刷作用。它冲刷了煤层的伪顶和直接顶，甚至冲刷掉部分或全部煤层，煤层的直接顶则被砂岩所取代。本矿

25、仅在北翼局部地段出现这种情况。2.2.3 煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性八矿于2002年8月经抚顺煤科院鉴定为煤与瓦斯突出矿井。2009年矿井瓦斯鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为35.08m3/min，相对瓦斯涌出量为22.58m3/t。煤层瓦斯含量12.118.6m3/t，瓦斯压力为1.31.5Mpa。煤炭自燃倾向性为三类，不易自燃，自燃发火期为145天，煤尘具有爆炸性，爆炸指数为14.72%.八矿自1993年3月26日，第一次突出发生至今，全矿有资料记载的各类突出共发生9次。其中北翼地区7次，南翼地区2次，始突标高-340m，埋深494m。1、断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响（1）断层对煤层的瓦斯影响

26、：以桐家庄向斜为界，南部大中型断层发育区，成带状分布，并且为正断层。F53-1、F53、23F2、13F5、F58、13F1、F50、Fs9、Fs17、等一系列断层，以及有其控制的次一级断层，构成了交叉状瓦斯输导通道，为瓦斯逸散创造了条件，这使得南部煤层瓦斯含量较北部低，煤层瓦斯涌出量南翼小北翼大。（2）褶曲对煤层瓦斯的影响：褶曲是受到地质构造运动过程中强烈的推挤作用的产物，有背斜、向斜表现形式。在八矿多属于封闭性构造。由于北翼构造以褶曲为主，使得该区域主要受鹿楼背斜、桐家庄向斜、张庄向斜控制，褶曲轴部瓦斯涌出量大。特别是鹿楼背斜，受到挤压作用，形成高能瓦斯的富集区，瓦斯突出危险性大。2、顶、

27、底板岩性对瓦斯赋存的影响：二煤层直接顶底板均为泥岩、砂质泥岩较厚，顶板平均厚度6.58m，为瓦斯聚集起到了良好的封闭作用，砂岩比在01之间，砂岩比越大，反映统计层段内砂岩层厚度大，不利于瓦斯的保存。二1煤层老顶为大占砂岩（S10），直接顶板为灰黑色泥岩及砂质泥岩，不利于瓦斯逸散。顶板基岩厚度是指研究煤层上覆除冲积层之外的所有地层厚度。由于不同煤层以上煤系厚度的差异影响，造成顶板基岩厚度在研究区内纵、横向上的变化。在第四系松散厚度较小和横向差异不大的矿区或井田，顶板基岩厚度和埋藏深度的影响基本上是相当的。当地面标高变化不大时，研究煤层底板标高也能较好地表征顶板基岩厚度。就煤层瓦斯自然流场的纵、横

28、向上的运移而言，以沿煤层的横向运移为主导；由于煤与围岩性质的差别，垂直煤层层面及其它方向的纵向运移往往是微弱的。一般来讲，随着煤层上覆基岩厚度的增大，煤层承受的静压力增大，不仅使瓦斯的纵向和横向运移条件变差，而且使煤对瓦斯的吸附能力增强，赋存条件变好。但若上覆基岩厚度较小，且与地表有连通的断层和裂隙，造成煤层瓦斯与大气的相互交换，瓦斯的纵向和横向运移又是明显的。所以，煤层上覆基岩厚度或煤层埋藏深度的变化，往往是影响煤层瓦斯赋存的主要地质因素。在瓦斯风化带以下，煤层瓦斯含量、瓦斯压力和瓦斯涌出量都与深度的增加有一定的比例关系。一般情况下，煤层瓦斯压力随着埋藏深度的增加而增大。随着瓦斯压力的增加，

29、煤与岩石中游离瓦斯量所占的比例增大，同时煤中的吸附瓦斯逐渐趋于饱和。因此从理论上分析，在一定深度范围内，煤层瓦斯含量亦随埋藏深度的增大而增加。通常情况，煤层底板标高、基岩厚度和冲积层厚度三者与煤层埋藏深度对瓦斯赋存的影响是一致的，结合八矿实际情况，二1煤层受断层切割影响比较大，基岩厚度对瓦斯赋存的影响稍弱，而基岩上覆冲积层厚度较大，阻碍瓦斯逸散，对瓦斯赋存影响比较明显。相对瓦斯涌出量与底板标高呈负相关，和冲积层厚度呈正相关。3、岩浆岩分布对瓦斯赋存的影响井田内岩浆岩主要分布在井田北部。岩浆岩露头见于小营村南，寺弯河南岸的孤立小山包。76-21孔于孔深122.9162.5m穿过玄武岩。井下在北翼

30、总回风巷、1402轨道下山与1402中间巷交汇处、14021工作面南端、材料下山下部、1404车场井下钻探、采区轨道下山绕道，-195北大巷等处均有揭露。其岩性均为深灰色玄武岩，具气孔构造。气孔大小不一，无充填物，斑状结构。产状为岩脉状，并有分叉现象，地面呈现小型岩盖。据冷泉补勘报告中记载的野外实际观测资料，玄武岩位于第三系鹤壁组及庞村组之上或侵入其中，可见岩浆喷发或侵入时期应晚于庞村组。玄武岩体上覆地层为第四系下更新统（Q1）。据此，将玄武岩喷发的地质时代定为第三纪上新世晚期。玄武岩对围岩的烘烤及热力变质作用不强，对二1煤层的影响不大。例如：14021工作面南端二1煤层被玄武岩取代，其周围的

31、煤层赋存状态未受大的影响，煤层产状基本正常，紧靠岩浆岩体0.30.4m的煤层被烤焦，再远测肉眼观察煤质不受影响。又如76-5孔，位于寺弯河南岸岩浆岩小山包脚下，煤质化验结果，较其它钻孔挥发分（Vr为11.74%）有所降低，硫分（SQf为0.50%）升高，但仍为低硫贫瘦煤。4、煤层埋深及上覆基岩厚度对瓦斯赋存的影响：从燕山运动太行山隆起之后，至第三系开始沉降，石炭二叠系地层出露于地表，受到剥蚀破坏，煤层的瓦斯沿煤层露头逸散，使浅部瓦斯含量大大降低。另外，太行山东缘断裂带包括了一系列断裂，总体方向NNE方向沿展。主体隐伏于第四系之下，地表没有直接出露，断裂活动控制了新生代以来的盆地的沉降历史。由于

32、该区域浅部大中型断层发育，而且全部为正断层，加速了煤层瓦斯的释放，深部瓦斯受到深部压扭性断裂构造控制，储藏于煤（岩）层之中。所以，浅部煤层瓦斯涌出量小，深部煤层瓦斯涌出量逐渐加大。5、岩溶陷落柱对瓦斯赋存的影响实际揭露一个陷落柱，位于井田北翼一水平运输下山与轨道下山之间。运输下山、轨道下山、煤仓、上仓皮带、-195北大巷、14101皮带下山均穿过陷落柱。陷落柱在平面上呈长园状，长轴方向N47°E，最大宽度40m，长116m。柱体和正常岩层的接触面凹凸不平，呈60°85°的倾 斜面。接近柱体的岩层裂隙发育，柱体内岩石无层次。泥质岩石为主，夹有灰白色的砂岩块和粘土、砂

33、质泥岩块。岩块大小不一，最大者有0.4m3，并有少量的煤碎屑和煤粉。柱体潮湿 、滴水、瓦斯较大。总体来讲，此陷落柱对煤层开采影响不大。6、瓦斯分布及预测八矿从1961年到2002年，全矿井年平均瓦斯相对涌出量10.37m3/t。一水平从1961年到1998年，矿井年平均瓦斯相对涌出量9.14m3/t，二水平从1998年到2002年，矿井年平均瓦斯相对涌出量13.05m3/t。该矿从1993年至2004年，共发生煤与瓦斯突出9次，突煤量最多为96t（2004年3月20日），突出瓦斯量最多为9855m3（2003年11月23日），2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井。总的来说，八矿瓦斯涌出的基本规律是

34、北翼大，南翼小，深部大、浅部小。但不同的时间，相对瓦斯涌出量并不均衡，它是随着开采水平的延深，相对瓦斯涌出量呈现逐渐增大的趋势。在这之间，也有个别年份偏高、偏低的情况，也有标高高的工作面比标高低的工作面瓦斯涌出量大的情况。八矿井田内，瓦斯地质特征总体表现为不均衡性，即沿倾向方向的变化是浅部小、深部大，沿走向方向的变化为北翼大、南翼小。井田内瓦斯地质特征分述如下：（1）相对瓦斯涌出量沿倾向方向的变化随着埋深的增加，相对瓦斯涌出量增大。北翼的瓦斯梯度值为3.857.91 m/(m3/t)，百米相对瓦斯涌出量增长率为12.6425.95(m3/t)/100m，增长量大；南翼的瓦斯梯度值为12.951

35、13.68m/(m3/t)，百米相对瓦斯涌出量增长率为0.887.72(m3/t)/100m，增长量缓慢。影响相对瓦斯涌出量沿倾向方向分布的如此规律的地质因素如下：沿煤层露头的瓦斯逸散从燕山运动太行山隆起之后，至第三系开始沉积，石炭二迭系地层出露于地表，遭受剥蚀破坏，煤层的瓦斯沿煤层露头逸散，使浅部瓦斯含量大为减少。这一过程时间相当长，直至第三系沉积后，煤系地层才又呈现基本封闭状态。瓦斯沿煤层露头逸散应是影响瓦斯深部大、浅部小的主要地质因素。浅部小断层发育，全矿井有大小断层89条，一水平出现的就有78条。断层多，部分瓦斯沿断层层面逸散。一水平煤巷下山多，如集中主下山、副下山、轨道下山、运输下山

36、、自溜下山等，煤层被切割，对瓦斯起到了释放的作用。(2)相对瓦斯涌出量沿走向方向的变化八矿井田以中央进风井为界分为北翼和南翼，相对瓦斯涌出量也相应的分成两个区。就同一埋深，相对瓦斯涌出量北翼高于南翼。相对瓦斯涌出量北翼是南翼的1.445.34倍。影响北翼瓦斯涌出量大的地质因素分析鹿楼背斜是北翼的主体构造，北与张庄向斜，南与桐家庄向斜相毗邻。鹿楼背斜是一个褶皱宽缓的倾伏背斜。从生产揭露的资料证实，背斜部分，裂隙发育，但断层较少。煤层的直接顶板泥岩和砂质泥岩较厚。为瓦斯集聚起到了良好的封闭作用。背斜部位裂隙发育，煤质松散，为毗邻的张庄向斜、桐家庄向斜地区的瓦斯在地应力作用下，向背斜部位运移，提供了

37、通道和聚积的空间。影响南翼瓦斯涌出量小的地质因素分析在井田范围内，落差大于20m的大、中型断层有8条，其中6条分布在南翼。这些大、中型断层，把南翼的煤层切割成条带状，煤中的瓦斯沿断层带的裂隙直接逸散，或煤中的瓦斯通过对盘透气性好的岩层泄出去。靠近大、中型断层处，瓦斯涌出量显著减少。在井田范围内，落差大于20m的大、中型断层有8条，其中6条分布在南翼。这些大、中型断层，把南翼的煤层切割成条带状，煤中的瓦斯沿断层带的裂隙直接逸散，或煤中的瓦斯通过对盘透气性好的岩层泄出去。靠近大、中型断层处，瓦斯涌出量显著减少。2.2.4 井田水文地质鹤壁煤田为隐伏煤田，煤系地层露头广泛被第三系所覆盖。本井田内第三

38、系砾岩含水层底部，普遍存在一层厚薄不等的粘土隔水层，使煤系地层含水层的补给条件受到限制。根据以往地质勘探及矿井开采实见资料，井田范围内含水层共有五个.自下而上分别为：中奥陶统马家沟灰岩岩溶裂隙含水层（O2），距二煤层平均156.1m；太原群二层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L2），距二煤层，平均128.60m，距奥灰平均33m，平均厚度7.19m；太原群八层灰岩岩溶裂隙含水层（C3L8）距二煤层平均41.72m，平均厚度5.74m；二煤层顶板砂岩裂隙含水层（S10），距二煤层平均6.28m，平均厚度9.81m；第三系砾岩裂隙孔隙含水岩组（N），共有砾岩114层，一般为56层，单层厚度为0.7086.

39、20m，总厚度为15.62141.60m，大致从卓坡地堑向东，成扇形展布。O2 、C3L2 含水层在井下无揭露。S10、C3L8含水层在井下揭露较多，含水量较小，补给条件差，以消耗静储量为主，并随着矿井开采而逐渐被疏干。N含水层主要是井筒揭露，其涌水量占全矿的80%以上。对煤层深部开采无直接影响。各含水层之间，都具有相对稳定的隔水层，越流补给量很小。在没有断层、陷落柱等构造因素的影响下，N砾岩、S10砂岩、C3L8灰岩C3L2灰岩和O2灰岩之间没有水力联系。矿井水文地质类型为中等。2.3矿井开拓、开采概况八矿为中型矿井，年产量81万吨。可采储量为33Mt。1958年建井，1960年投产，初期矿

40、井设计生产能力为0.1Mt/a，19701974年扩建为0.6Mt/a的中型矿井，2006年核定生产能力为0.81Mt/a。本矿采用立井、斜井混合式开拓，走向长壁采煤法。八矿地面标高为+150+160m ，-195m以上一水平，-195-400m为二水平，-400-650m为三水平，-650m-800m为四水平。三水平已经开采，在三水平和二水平之间增设了-520辅助水平，以自然构造为界，每个水平划分为南、北、中三个采区，目前矿井开采主要区域为-520辅助水平，分别南翼31采区，中央30采区和北翼32采区，开采区域埋深为620m左右，掘进地区最深部开采深度为740m。第三章 矿井瓦斯赋存3.1

41、煤层瓦斯基本参数 2009年矿井瓦斯鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为35.08m3/min，相对瓦斯涌出量为22.58m3/t。煤层瓦斯含量12.118.6m3/t，瓦斯压力为1.31.5MPa。煤层透气性系数2.624.78m2/MPa·d，属于可抽放煤层。3.2 30采区瓦斯储量根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范第3.0.1条规定，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。可按下式计算：W=W1+W2+W3 (3-1)式中 W矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层的瓦斯储量，Mm3；W1=A1iX1i (3-2)Ali

42、矿井可采煤层i的地质储量，MtX1i矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；3004工作面走向长540m工作面斜长150m，工作面可采量73.1万吨。3003工作面走向长540m工作面斜长140m，工作面可采量68.2万吨。30021南II工作面未采的可采储量4.5万吨，本采区其他部分煤已采完毕。煤层瓦斯含量12.118.6m3/t，平均瓦斯含量15m3/t。W1=（73.1+68.2+4.5）×15=145.8×15=2187万m3W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3；W2=A2iX2i (3-3)A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层

43、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，m3/t；因邻近层煤层非常薄而且距可采煤层非常远，所以邻近层瓦斯涌出量几乎为零，在此几乎可以忽略不计，所以视为零计算。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：W3=K(W1+W2) (3-4)K围岩瓦斯储量系数，一般取K0.050.20。此处K取0.1W=W1+W2+W3 =W3=2187万m3+0+0.1×(W1+W2) =2405.7万m33.3可抽瓦斯量及可抽期3.3.1瓦斯抽放率根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范第3.0.3条规定：设计瓦斯抽放率，可根

44、据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放率指标应符合现行的矿井瓦斯抽放管理规范的有关规定。根据AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第8.6.3条规定：采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照AQ矿井瓦斯抽放管理规范中第4.2条进行选取。矿井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算：在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采量。矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采）的瓦斯量。每月底按式（6）计算矿井月平

45、均瓦斯抽采率。 （3-5）式中 矿井月平均瓦斯抽采率，%；矿井月平均瓦斯抽采量，m3/min；矿井月平均风排瓦斯量，m3/min按照2010年11月全矿井瓦斯抽放月报表，月风排瓦斯量83.64万m3，月完成瓦斯抽放量65.17万m3，计算得=44%，参考全矿井瓦斯抽放率数据从而对30采区的瓦斯抽放率进行设定。另外根据消突规定必须将吨煤瓦斯含量降到8m3/t以下，按照平均瓦斯含量15m3/t，每吨煤必须至少抽出瓦斯7m3，则瓦斯抽放率为7/15=46.7%，考虑到富裕系数，所以瓦斯抽放率设计为50%3.3.2可抽瓦斯量可抽量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，由下式计算： (3-6)式中：Wkc

46、 矿井瓦斯可抽量，万m3；k 矿井瓦斯抽放率，按照生产矿井的现状预计，以及目前矿井抽采技术水平，k 设计为50%；Wk 矿井瓦斯储量，万m3W kc= 50%×2405.7万m3=1202.85万m3。3.3.3可抽期根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范第3.0.4条及AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第5.3.5都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应。由于煤层属于低透气性高瓦斯煤层，因此对于整个矿井来说，在矿井抽放系统已经确立的情况下，其服务年限应和矿井服务年限一致，对于一个工作面，其预抽期为两年。3.4瓦斯涌出量预测依据AQ1018-2006

47、矿井瓦斯涌出量预测方法。鉴于本矿的采掘部署、瓦斯参数、煤层参数等具体情况，矿井瓦斯涌出量预测采用分源预测法。3.4.1回采工作面瓦斯涌出预测工作面瓦斯涌出量可分为二部分：本煤层瓦斯涌出和围岩瓦斯涌出。设计30采区工作面平均采高为6.8m，工作面长150m，走向长度540m，根据3002、3003、3004总储量145.8万t，年产量80万t，矿井除30采区还有31、32两个采区的两个工作面正在回采，30采区按照年产30万吨的速度推进，按照工作日340天计算，平均每天推进0.62 m，煤层瓦斯含量12.118.6m3/t。预测过程如下： (3-7)式中 q1开采层瓦斯涌出量，m3/t；围岩涌出系

48、数，取1.2；采面回采率倒数，回采率取值90%，所以取1.11；，L工作面长度， 150m；h掘进巷道预排等值宽度，m；如无实测值可按表3-1选取，取值10.5；Kf取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，分两层开采，根据AQ1018-2006，第一层1.504，第二层0.496。煤层瓦斯原始含量，12.118.6m3/t。运出工作面煤的残存瓦斯含量，根据AQ1018-2006当挥发分在1218%，高变质煤的瓦斯含量大于10 m3/t时，取3 m3/t。表3-1 巷道预排瓦斯带宽度值h（m）Table3-1 Roadway width of the value of pre-dischar

49、ge gas巷道煤壁暴露时间T/d无烟煤瘦煤或焦煤肥煤、气煤及长焰煤 256.5 9.0 11.5 507.410.513.0 1009.012.416.0 16010.514.218.0 20011.015.419.7 25012.016.921.5 30013.018.023.0根据Kf第一层1.504，第二层0.496，第一层开采时当瓦斯含量取最大值18.6m3/t时有最大瓦斯涌出量计算得26.8m3/t。第二层开采时当瓦斯含量取最小值12.1m3/t时，瓦斯涌出量有最小值计算得5.17m3/t。30采区回采工作面产量，保守估计30万t/a，按照工作日340天计算，计算得工作面瓦斯涌出量

50、见表3-2。表3-2 30采区回采工作面瓦斯涌出量预测值Table3-2 Coal gas flow-volume predictive value of Mining coal mining采区设计产量瓦斯含量相对瓦斯涌出量预测绝对瓦斯涌出量预测30采区回采第一层30万t/a12.118.6m3/t 15.6826.8m3/t9.616.4m3/min30采区回采第二层30万t/a12.118.6m3/t5.17 8.86 m3/t3.175.43m3/min3.4.2邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出量采用下式计算： （3-8） 式中： 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；第i个邻近层煤层原始瓦斯

51、含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；第i个邻近层煤层厚度，m；工作面采高，m；第i个邻近层瓦斯排放率，%。当邻近层位于冒落带中时，。当采高小于4.5m时，按下式计算或按图3-1选取。 （3-9） 式中：第i邻近层与开采层垂直距离，m；受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。开采层顶、底板的破坏影响范围按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设于压煤开采规程中附录六的方法计算。当采高大于4.5m时，按下式计算： （3-10）式中：第i邻近层与开采层垂直距离，m； 工作面采高，m； 工作

52、面长度，m。该矿二1煤层与邻近层距离远，涌向开采层的可能性小，按0m3/t进行计算。3.4.3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： (3-11)式中 掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；煤壁瓦斯涌出量，m3/min；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-

53、12)式中： 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min； 巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于厚煤层，=2×3.2+4=10.4，及分别为巷道的高度及宽度； 巷道平均掘进速度，取值0.0028 m/min(按120m/mon计算)； L掘进巷道长度，L=540+540=1080m； q0煤壁瓦斯涌出初速度，m3(m2min)，按下式计算： = 0.0260.0004 Vdaf2 + 0.16X0 (3-13)式中: Vdaf煤中挥发份含量，Vdaf =17%；X0煤层原始瓦斯含量，m3/t，X0取中间值15m3/t。代入数据得： =0.11 m3(m2min)； =3.98 m3/m

54、in。(2)掘进工作面落煤瓦斯涌出量 (3-14)式中 掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；v巷道平均掘进速度，m/min，v取0.0028m/min；S掘进巷道断面积，m2，S取12m2；煤的密度，=1.40t/m3；X0煤层原始瓦斯含量，m3/min，X0取中间值15m3/t；X1煤层残存瓦斯含量，m3/min，X1取3m3/t。代入数据得：=0.56 m3/min。所以，掘进工作面瓦斯涌出量预测值： =3.98m3/min +0.56m3/min =4.54m3/min。图3-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线Figure 3-1 Adjacent layers of gas emission rate and pitch curves1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3.4.4采空区瓦斯涌出量采空区瓦斯涌出量用采煤工作面邻近层瓦斯涌出量以及掘进工作面瓦斯涌出量总和的20%，采煤工作面的瓦斯涌出量9.5716.4m3/min平均13m3/min。即采空区瓦斯涌出量：（13+0+4.54）×20%=3.5m3/min3.4.5 30采区瓦斯涌出量预测结果30采区一个采