瓦斯抽采设计Word下载.docx

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二、井田范围

矿区范围南起1号勘探线，北止14号勘探线，走向长度约12.0公里，平均倾斜宽约2.16公里，开采标高-200～+950米，矿区面积为25.8104平方公里。

三、矿井生产能力和服务年限

矿井于1978年11月1日开工建设，1988年12月20日简易建成投产，设计生产能力60万t/a，设计服务年限72年，2004年达产。

截止2005年底，矿井保有工业储量12270万t，可采储量6001万t，剩余服务年限67年。

2005年核定生产能力为90万t/a。

2010年核定生产能力为100万t/a。

矿井年工作日330d，采用“三八”工作制，每天两班采煤，一班准备，三班掘进。

第二节煤层赋存情况

一、煤系地层情况

本区含煤地层为二叠系龙潭组（P2l），总厚度为146.04～167.7m，与下伏茅口灰岩为平行不整合接触。

龙潭煤系可分1～5段，矿井开采的K1煤层位于龙潭组一段中，K4煤层位于龙潭组二段中。

二、煤层情况

一矿共有可采及局部可采煤层4层,其中K1煤层全区可采，K3、K4、K6煤层局部可采，其煤层的厚度、煤质、结构等在走向和倾向上都呈现规律性变化。

K1煤层：

俗称大连子，位于P2l1上部，与P1m间距一般为8～12m，煤层厚度为1.03～5.86m，平均厚度2.2m，沿走向以11勘线为最厚，向南向北逐渐变薄，而向北变薄最大，沿倾向厚度变化不大，煤层结构与厚度有一定的变化关系，9～11勘线附近，夹矸厚而层数多，浅部3～4层，总厚度0.42～0.59m，深部为两层，总厚度0.23～0.74m，向南向北逐渐减少为一层，偶尔也有三层者，但总厚度均在0.3m以下，矸石多为黑色灰质页岩，亦有少量黑色与褐灰色粘土岩，属稳定煤层。

K1煤层肉眼鉴定煤岩类型一般为黑色半暗型煤，9～10线之间鉴定为半亮型煤。

K1煤层含灰富硫，在煤变质程度上由南向北，由浅到深有规律的变化，3～4线浅部层焦煤，10线以南除上述地层外，其余为贫煤；

10～14线浅部层瘦煤，10～14线或深部及14线以北属贫煤。

K3煤层：

俗称癞子炭，位于P2l1中部，南段距P2l2及P1m各25m左右，北段与P2l2间距减小，K3煤层全区均有分布，煤厚0.5～1.45m，平均厚度为0.49m，10勘线以南一般可采，往北逐渐变薄至不可采，厚度变化总趋势是由南向北逐渐变薄，全区均为单一煤层。

K3煤层属较稳定煤层，为黑色半亮型煤，富灰高硫，煤变质程度从浅到深，由南向北依次为焦、瘦、贫，中等可选煤。

焦、瘦均可炼焦。

K4煤层：

俗称楼板炭，位于P2l2间出现黑色页岩一层，此层页岩愈往南愈厚。

煤层厚度为0.09～1.22m，平均厚度0.61m，局部可采，就全区而论煤层厚度由南向北逐渐变薄，但在局部变化上厚度有规律的起伏。

K4煤属高灰富硫煤，煤种依然从浅到深，从南向北依次为：

焦、瘦、贫煤。

该煤可选性极差且不宜炼焦。

K6煤层：

俗称接连或双连，位于P2l3中部，下距P2l2层19～24m，上距P2l4层22～30m，由南向北逐渐变薄，可采区主要分布在10勘探线以南。

除个别现含有一层夹矸，其余均为单一煤层，属稳定煤层。

该煤煤质差，属高灰高硫煤，可选性极差。

煤层特征表

煤层

K1

K3

K4

K6

煤岩类型

一般为黑色半暗型煤，10勘探线浅部为半亮型

黑色

半亮型煤

/

显微组分

丝炭化物质为主，煤化物质次之，偶见角质化物质

最大～最小

1.03～5.86

0.05～1.45

0.09～1.22

0～1.13

平均厚度

2.92

0.49

0.61

0.46

容重

1.45

1.50

1.55

倾角

14°

～46°

煤层结构

复合煤层，浅部3～4层夹矸，总厚0.42～0.59m。

深部2层，总厚0.23～0.74m。

单一煤层

一般为单一煤层，仅在5～10勘探线局部出现一层夹矸

为单一煤层，仅在127、107、124三孔见一层夹矸

层间距

11.6

15.5

20.8

K1煤层煤质指标

序号

指　　标

范围

平均

1

灰分Ag（%）

11.07～21.76

14.76

2

挥发分Vr（%）

34.87～41.67

38.45

3

硫分S（%）

0.70～3.14

2.08

4

磷分P（%）

0.005～0.056

0.023

5

发热量（kcal/kg）

6689～7892

7291

矿区内各煤层属中高灰、高硫、中热值煤，煤种为贫煤、瘦煤和少量焦煤。

第三节地质构造情况

三汇一矿位于宝顶背斜东翼，西为华莹山大断层（F4）。

现将褶曲与断层情况分述如下：

宝顶背斜：

背斜西翼被F4断层破坏，错落甚深，在本区地表未见出露。

东翼地层完好。

井田即位于背斜东翼宝顶至大江村段。

三百梯向斜：

界于宝顶背斜与龙王洞背斜之间。

向斜北高南低，平均倾角约15°

，两翼倾角西缓东陡，西翼一般在50°

～70°

之间，东翼则多直立甚至倒转，向斜轴面倾向为100°

，倾角75°

，轴部出露地层北端为T1f，向南则为T2c、轴向约190°

。

F4走向逆断层：

见于宝顶背斜轴部。

北自大坟堡以北延入本区，向南经大水井、皮家山垭口、大江村后越出本区。

区内一段长12km。

F61走向逆断层：

见于4勘探线以北F4断层东侧。

皮家山垭口所见为上盘P1m推复于P2l之上。

大水井及其以北一带为P1c掩盖于P1m之上。

4勘探线以南85m，此断层即与F4相交，CK103孔于标高+876m遇此断层，上盘为P2l3，下盘为P2CH，垂直断距100m以上。

产状与F4断层近似，位于F4断层之上，在4～5勘探线，为井田西边界。

F62走向逆断层：

南起于8勘探线，北止于独田，全长800m。

在8勘探线处之地面为P2l5重复，9勘探线为P2l1，覆盖于P2l3之上，向北消失于P2l1中。

F63斜向逆断层：

南起8勘探线以南，北止于独田，全长1700m。

在8勘探线以南一段，断层走向与岩层走向斜交；

过8勘探线后，逐渐转为地层走向平行。

其性质与F62断层相似。

F65走向逆断层：

位于13勘探线处，长约150m，断层产状为308°

∠39°

，但断距较小，对煤层无影响。

三汇一矿主要大断层均在井田边界或浅部发育，对本水平巷道和工作面布置影响都较小，本水平地质构造简单，根据地勘资料及上部采区揭露证实，在采区内会偶遇小断层，但断距不大，一般都在1.0米以下，对工作面生产影响不大。

一、水文地质

1、矿井水文地质特征

三汇一矿地处华莹山中段，地貌上属侵蚀构造中高山地形，山势为北低南高，水文地质分区属四川盆地东部平行岭各裂隙—岩溶水亚区，矿井处于岩溶槽坡上。

煤系底板为茅口灰岩含水层，顶板为长兴灰岩含水层，矿区地层以单斜岩层存在。

2、矿区各含水层特征

矿区内主要含水层有：

二叠系长兴灰岩含水层、二叠系龙潭组含水层、二叠系茅口灰岩含水层。

二叠系长兴灰岩含水层含岩溶～裂隙地下水，岩溶景观以漏斗、溶洞、小型洼地及地下河为主；

二叠系龙潭组含水层是一套包括页岩、砂岩、石灰岩、少数砂岩及煤层在内的含水综合体，其中大多数石灰岩是含水层；

二叠系茅口灰岩含水层岩溶景观发育，在垂向上分带明显，水为自由水。

水量受降雨直接控制，水具有承压性。

3、断层的含水性及透水性

井田断层主要为走向逆断层，断距大小不一，破碎带较宽，裂隙多被方解石充填，岩石完整，但在中部和浅部，断层往往同岩溶洞隙和裂隙有联系。

4、井巷涌水特征及对矿井影响

矿井有五种类型涌水点，它们是岩溶洞隙突水点，岩溶裂隙突水点，节理引起的淋渗水点，顶板砂岩淋渗水及老窑探水孔出水点，各类突水特征、涌水量大小及对矿井影响程度各不相同。

二、瓦斯地质

三汇一矿属于煤与瓦斯强突出矿井，开采K1单一中厚强突出煤层。

矿井建井以来共发生煤与瓦斯突出6次。

其中最大突出强度为突出煤量5000t，涌出瓦斯44.5万m3，死亡12人。

2004年瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min。

第四节矿井开拓与开采

一、开拓方式

三汇一矿现有水平平硐+斜井多水平开拓方式，矿井南翼采用分区式，北翼采用分带式。

采区前进式，工作面后退式进行开采。

平硐为阶梯平硐，分别为+280m主平硐、+590m放水平硐、+770m放水平硐和+950m总回风平硐。

+280m主平硐布置在合川三汇镇境内，承担全矿的通风、部分排水、人员材料煤炭运输。

+590m放水平硐、+770m放水平硐分别布置在北碚区和渝北区境内，只起部分排水作用。

+950m总回风平硐布置在北碚区姚家岩，是矿井现有唯一在用的总回风井。

斜井有2对，分别是+590m～+920m矸石斜井和管线斜井，井口在北碚区姚家岩，承担二矿的排矸和管、线、缆布置。

二、开采

井田开采标高为+950m～-200m，初步设计时划分为+770m、+590m、+440m、+290m、+130m、-30m、-200m七个水平。

现+770m水平以上已经开采结束，+590m水平为生产水平。

因受F4华莹山大断层的影响，+290m～+590m之间的+440m水平已经无法布置，故合并为1个水平，现正在进行+290m～+590m水平的开拓方案初步设计。

矿井以南二采区北边界为准，将井田南翼划为采区式开拓，采区上山位于采区中央煤层底板下的茅口灰岩中，采区走向长800m，采区上山南北各400m，采区垂高180m，划分为4个区段，区段垂高45m；

矿井南翼共划分为3个采区。

矿井北翼采用走向条带式开拓，沿走向每400m布置一条回风上山用于采掘时形成独立的通风系统，水平垂高180m，划分为2个区段，区段垂高90m。

当矿井在进行+590m水平以下的新水平开拓方案设计时，基于矿井应用和推广综合机械化采煤及瓦斯抽采的需要，其主要开拓巷道已经全部按照条带式布置进行设计，到时水平内巷道系统进一步简洁和优化，就无采区划分之言了。

水平内采用分带式划分，布置一套集中运输和辅助提升上山，每个条带在煤层底板下的茅口灰岩中布置一条运输中巷兼作瓦斯穿层抽放。

每800m布置一条回风上山。

在运输中巷中布置石门与回风上山贯穿并揭开煤层形成水平内的开拓系统。

新水平标高介于+290m～+590m之间，水平垂高300m，南翼倾角较缓，划分为6个区段，区段垂高平均50m；

北翼倾角陡，划分为4个区段，区段垂高平均75m。

当石门揭穿煤层后，沿煤层走向掘进工作面的运输巷和回风巷，到设计位置后沿煤层倾斜掘煤层切割巷贯穿工作面运输巷和回风巷形成采煤工作面。

工作面平均斜长150m。

第五节矿井通风及瓦斯情况

一、通风方式

设置回风斜井为全井田服务。

矿井通风方式为两翼对角式。

矿井采煤工作面采用矿井全风压通风，工作面通风为“Y”型通风，

掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

每个掘进工作面配备FBDA№5.0/11型局部通风机2台，一台工作，一台备用。

掘进工作面的污风直接引入专用回风巷，实现独立通风。

掘进工作面设计采用了“三专两闭锁”供电方式，局部通风机供电的变压器为2台，主、备用局部风机自动切换。

中央变电所、消防材料库、一采区轨道上山绞车房均位于进风流中，采用全风压通风。

二、瓦斯情况

三汇一矿属于煤与瓦斯强突出矿井，开采K1单一中厚强突出煤层。

2009年瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min。

第六节矿井瓦斯抽采系统

矿井瓦斯抽采系统一般分为地面钻井抽采系统、矿井地面永久抽采系统和井下移动抽采系统。

根据开拓开采布置，由于开采煤层赋存由浅入深，结合行业管理的有关规定,高瓦斯矿井必须建立地面永久抽放系统,况且采用地面钻孔抽采不经济，采用井下移动式抽采又不能完全满足抽采要求，而建立地面永久抽采系统，能较好地抽出煤层解吸瓦斯，而且抽采率较高，抽出的瓦斯浓度较大，是国内普遍采用的瓦斯抽采系统。

故设计推荐本矿井选择建立地面永久抽采系统。

第二章矿井瓦斯储量及可抽量预测

第一节煤层瓦斯参数

一、矿井瓦斯赋存情况及分析

瓦斯在煤体中存在的状态有二种：

一种叫游离状态，一种叫吸附状态。

在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占90%，以游离状态贮存的占10%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。

二叠系上统龙潭组（P2l）为本区含煤地层，厚161.03m，共分五段，其中仅第一、第三两段含煤，第二、第四两段燧石灰岩，该组地层为海陆交替相沉积。

其岩性厚度变化稳定。

主要岩性：

泥岩、页岩、砂岩、白云质泥质含燧石灰岩，夹泥质钙质硅质岩互层.以下介绍第一、第三段情况：

第一段（P2l1）：

主要岩性为页岩、砂岩、铝土（页）岩及煤层组成。

其中夹3～4层灰岩，含煤4层，即K1、K2、K3、K4煤层，分别位于下部、中部和顶部。

K1和K4煤层为本区主采煤层。

煤系地层底部与茅口灰岩（p1m）呈假整合接触于灰白色铝土（页）岩之上，铝土岩富含黄铁矿结核及细晶，厚度一般在3m以上。

全区稳定，是煤系地层对比的重要标志层之一。

距茅口灰岩顶部约30m处有一层2～4m的深灰色燧石灰岩（俗称小铁板灰岩），由于厚度与岩性之差可与煤系地层中其它灰岩层相区别。

K3煤层地位于其下，相距6m左右，在煤层对比时，此层为良好的标志层。

在“小铁板岩”与煤系地层第二段（P2l2）之间灰岩厚度及层数由南向北逐渐增加；

深灰色页岩其厚度由南向北减小，变化幅度（0.3～0.2m）。

不利于瓦斯自然逸散。

K4煤层底部里灰色页岩中富含sguamulariaDictyoclostus等化石。

本段厚度43.71～59.12m。

平均厚度47.69m。

第三段（P2l3）：

该段岩性与煤系地层第一段岩性近似，主要由页岩、砂质岩、砂岩等组成。

其中夹有灰岩五层，分布均匀。

其特点为煤层与石灰岩相互多次出现，有别于煤系地层第一段，该段含煤多集中于中部。

自下而上依次为K6、K7、K8、K10煤层，其中仅K6煤层局部可采。

在黑色页岩中，赋存菱铁矿结核，其品位及含矿率低，无经济价值。

下距P2l2段13.5～15m处有菱铁矿两层，厚0.41～0.52m。

该段内的标志层厚0.8～3.5m，岩性为灰色致密灰岩，质坚硬，含泥质，距煤系地层第二段28～31.5m。

K6、K8煤层局部可采。

厚45.71～56.32m平均厚度49.94m。

故不利于瓦斯自然逸散。

二、瓦斯等级

根据相关文件以及以往瓦斯等级鉴定对我矿瓦斯涌出量的测定测得：

矿井相对瓦斯涌出量为28.61m3/t，绝对瓦斯涌出量为27.96m3/min。

故我矿瓦斯等级为高瓦斯。

第二节矿井瓦斯储量

矿井瓦斯储量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围岩瓦斯储量之和。

瓦斯储量计算如下：

（其瓦斯储量计算结果见表一）

瓦斯储量计算公式如下：

W=Wl+W2+W3

式中：

W—矿井瓦斯储量，万m3；

Wl—矿井可采煤层的瓦斯储量，万m3；

W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，万m3；

本矿井与可采煤层邻近的不可采煤层主要为K6号煤层（由于含硫量较高不可采），其它邻近层都极薄，将其它邻近层的瓦斯储量计入围岩瓦斯储量中。

W3—受采动影响后能向开采空间排放的围岩瓦斯量，万m3；

1、可采煤层的瓦斯储量

A1i—矿井i可采煤层的地质储量，万t；

W1i—矿井i可采煤层的吨煤瓦斯含量，m3/t；

Woi—矿井i可采煤层的残存瓦斯含量，m3/t；

2、邻近不可采层瓦斯储量

A2i—可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，万t；

X2i—可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯含量，m3/t；

Woi—可采煤层采动影响范围内每个不可采煤层的残存瓦斯量，m3/t；

3、受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯量

W3=K（W1+W2）

K—围岩瓦斯储量系数，K=0.05～0.20；

考虑与可采煤层相邻的不可采煤层绝大部分极薄不可采，未计算资源储量，故将其瓦斯储量计入围岩瓦斯储量中，K取0.15。

4、矿井总的瓦斯储量为：

W=Wl+W2+W3

=17815.19+2120+2672.28

=22607.72万m3

表一矿井瓦斯储量计算结果表

煤

层

瓦斯

含量

（m3/t）

地质

储量

（Wt）

残存瓦斯含量（m3/t）

可采层瓦斯储量W1

（万m3）

不可采层瓦斯储量W2

围岩瓦斯

储量W3

合计

14.59

518

6521.62

2672.28

22607.72

15.33

477

6358.41

16.27

308

4935.16

12

212

2120

第三节瓦斯可抽量

因为地质条件等原因，可抽出率按60%计算。

则瓦斯可抽量为W可抽=W*60%

=22607.72*60%

=13564.63万m3

第三章瓦斯涌出量预测

第一节分源预测法

据国家安全生产监督管理总局《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），本矿井瓦斯涌出量的预测采用分源预测法。

分源预测法的基本原理

各瓦斯煤层在开采时，受采掘作业的影响，煤层及围岩中的瓦斯赋存平衡状态呗破坏，破坏区内煤层，围岩中的瓦斯将涌入井下巷道。

井下涌出瓦斯的地点即为瓦斯涌出源。

瓦斯涌出源的多少，各瓦斯涌出源涌出瓦斯量的大小直接决定这矿井瓦斯涌出量的大小。

根据煤炭科学研究总院辽林研究院的研究，矿井瓦斯涌出源、汇关系图如下：

应用分源预测法预测瓦斯涌出量，是一煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据个基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回采工作面，掘进工作面，采区及矿井瓦斯涌出量。

我矿开采3层煤，层间距较小，采用自上而下的回采顺序，为避免所有采煤工作面都在原始状态下开采，以减少采掘工作面瓦斯涌出量，矿井在K1开采的时候，首先回采K1煤层，在已开采K1煤层采动卸压影响范围内依次开采K3、K4煤层。

因为K1煤层为全区可采，故在预测瓦斯涌出量时，可按如下公式计算：

采煤工作面（K1号煤层）瓦斯涌出量

q采=q1+q2

q采－采煤工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；

q1－开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；

q2－邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；

薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量q1

q1=k1·

k2·

k3·

.（W0-Wc）

q1—开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；

k1—围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法有关，一般按顶板管理方法取值。

本矿井采用全部陷落法管理顶板，k1值取1.3。

k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，k2=1/η=1.03，η为工作面采煤率，矿井开采煤层属于薄煤层，工作面回采率取0.97；

k3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。

采用长壁后退式采煤时，k3计算公式如下：

L—工作面长度，根据本矿井提供资料，均取100m；

h—巷道瓦斯排放带宽度，m。

据本矿井条件，查表取9m；

k3=（100－2×

9）/100=0.82

m—开采层厚度，开采层K1煤层，厚度为1.02m；

M—工作面采高，K1煤层采高为1.25m；

Wo—煤的原始瓦斯含量，K1煤层瓦斯含量14.59m3/t；

Wc—煤的残存瓦斯含量，m3/t；

可近似地按煤在0.1MPa压力条件下的瓦斯吸附量取值，K1煤层的瓦斯残存值取为2m3/t。

=1.3×

1.03×

0.82×

（1.02÷

1.25）×

（14.59－2）

=11.3m3/t

②邻近层瓦斯涌出量计算

该矿井在开采K1煤层时，与之邻近煤层的瓦斯会向K1煤层开采空间涌出，其邻近层瓦斯涌出量为：

q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；

mi—第i个邻近层的煤厚，m；

Mi—第i个邻近层工作面采高，m；

W0i—第i个邻近层的瓦斯含量，m3/t；

Wci—第i个邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；

Ki—第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。

ki=

hi—第i个邻近层与开采层的垂直距离，m；

hp—开采层采动影响的岩层破坏范围，m；

按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中附录六的方法计算。

hp＝

γ—底板岩体平均容重，0.02MN/m3；

H—采深，500m；

L—工作面斜长，100m；

RC—岩体抗压强度，取单轴抗压强度