煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计说明书.doc

山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计

山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿
井下移动瓦斯抽放系统初步设计

说 明 书

煤炭科学研究总院沈阳研究院
二O一O年一月

项目名称：山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计

报告撰写： 曲晓明 工 程 师 项目负责人
王海东 工 程 师

技术审查： 王魁军 研 究 员 抚顺分院院长
刘志忠 高级工程师 抚顺分院副院长
张兴华 研 究 员 抚顺分院副院长

形式审查： 梁运涛 研 究 员 科技发展部主任

工作人员： 曲晓明 王海东 黄玉玺 张劲松 王岩 谯永刚

0前 言
0.1概况
山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿（以下简称南山煤矿）为股份制企业，1977年建井，1980年8月建成投产。南山煤矿设计生产能力为30万t/a，矿井批准开采1号、2号、3号、6号、9+10号和11号煤层，井田煤层赋存稳定，储量可靠。2009年资源整合后矿井生产能力提升为90万t/a。矿井整合生产能力提升后，开采煤层由原来的2号煤层改变为1、2号煤层联合开采。由于生产能力的提升，开采力度的加大，瓦斯涌出量加大。南山煤矿为高瓦斯矿井，为保证矿井的安全生产，原建有井下移动瓦斯抽放系统，抽放能力为60m3/min。生产能力提升后，原有系统能力已不能满足生产需要，南山煤矿决定新建瓦斯抽放系统，并委托煤炭科学研究总院沈阳研究院进行瓦斯抽放设计。
0.2任务来源
受南山煤矿的委托，煤炭科学研究总院沈阳研究院承担了《山西沁源煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统初步设计》任务。沈阳研究院的设计人员认真研究和分析了南山煤矿的煤层赋存、开拓开采及瓦斯涌出等情况后认为南山煤矿具备建立井下移动瓦斯抽放系统的条件。同意接受南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统设计任务。
通过对南山煤矿地质及生产资料的收集，周密细致的现场调研及实地考察，对南山煤矿实际情况进行充分分析、论证和技术方案比较的基础上，提出了南山煤矿井下移动瓦斯抽放系统设计。
0.3设计的主要依据
1、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）中华人民共和国煤炭工业部 1997年1月；
3、《煤矿瓦斯抽放工程设计规范》（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、瓦斯抽放基本指标 （AQ1026-2006） 国家安全生产监督管理总局；
6、《煤矿安全规程》（2010版）；
7、山西省煤炭工业局晋煤安发（2008）313号文件关于下发《瓦斯抽放工程设计编制提纲》等有关规定；
8、《南山煤矿2号煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究》煤炭科学研究总院沈阳研究院 2OO9年1月；
9、《山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿1#煤层瓦斯基础参数测定及抽放可行性研究报告》煤炭科学研究总院沈阳研究院 2OO9年11月；
10、南山煤矿提供的通风、生产和地质方面的资料。
0.4设计的指导思想
1、根据《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》和高瓦斯矿井的相关规定；
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、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；
4、尽量利用原有的巷道、不增加开拓费用；
5、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际；
6、设备、管材选型留有余地，能充分满足工作面瓦斯抽放的需求。
0.5设计的主要内容
1、矿井瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯量预计；
2、瓦斯抽放方法及抽放工艺设计，抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；
3、井下移动抽放泵站的位置选择、供水、供电、通讯等设计；
4、工程中所需设备、仪器、仪表及附属装置等选型及安装设计；
5、井下抽放泵站及井下管网的检测、监控系统布置；
6、抽放瓦斯管理措施及安全措施；
7、抽放所需设备清单及工程投资概算。
8、安装及施工图纸绘制。

1 矿井概况
1.1 位置与交通
南山煤矿位于沁源县城西北约32.5km，灵空山镇东南约2.5km的王庄村西，行政区划属沁源县灵空山镇管辖，地理坐标为：东经112°08′20″～112°10′23″，北纬36°31′41″～36°32′33″。由矿地面工业广场沿河柏公路向北1.6km可达灵空山镇，再向东15km到李元乡。南山煤矿向西约1km可至灵空山镇，沿县级公路向北东约25km可达沁源县城，与汾—屯省级公路相接，南距屯留张店35km，东距沁县50km。向西南经古县北平镇、古县可达南同蒲线洪洞火车站，也可与大—运公路接运，相距约75km。交通便利，交通位置详见图1-1。
1.2 自然地理
1.2.1 地形、地貌及河流
井田地处太岳山区，地表为山区侵蚀地貌，沟谷纵横，地形复杂，属侵蚀强烈的中山区。地势总体为南高北低，西高东低，最高点位于井田西南山梁上，标高为+1421.9m；最低点位于井田东部柏子河谷中，标高为+1123m，相对高差298.9m。井田北部有柏子河自北西向南东流经本矿北部，平时流量数十升/秒，雨季山洪爆发后可达数十立方米/秒。柏子河南部沟谷内平时无水，逢雨季雨水顺沟谷向北东汇入柏子河，再向东南注入沁河，井田地表水属黄河流域，沁河水系。
1.2.2 气象、电源及地震
井田属大陆性气候，根据沁源县气象台观测记录，井田年降水量最小为463.3mm（1972年），最大为861.6mm（1975年），冬春两季雨雪较少，夏末秋初雨量较大，降水量多集中在7、8、9三个月；蒸发量最小为1306.7mm（1983年），最大1609.6mm（1972年），蒸发量大于降水量2.3倍。一月份气温最低，平均为零下6.5℃，七月份气温最高，为37℃～38℃，年平均气温18.7℃。十一月份开始结冰，次年三月份开始解冻，冻土深度最大为750mm(1976～1977年)，最小为370mm(1972～1973年)。夏季多东南风，冬春季多西北风，最大风速16m/s。
据《中国地震动峰值加速度区划图》（GB18306-2001图A1）和《建筑抗震设计规范》（GB50011-2001）2008年版，井田抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.15g。

图1-1 南山煤矿交通位置图

1.2.3 邻井及小窑
井田西邻沁源县康伟煤焦有限公司孟子峪煤矿，东接山西汾西太岳煤业股份有限公司太岳煤矿，北与山西新达煤业有限公司、山西沁源五一煤业有限公司、山西乾元煤业有限公司相连，西南为临汾市古县东兴煤矿，东南为临汾市古县临古煤矿。详见图1-2。

图1-2 南山煤矿四邻关系
1.3 地质特征
1.3.1 地 层
1.3.1.1 区域地层
沁水煤田位于太行山西翼，总体呈现为轴向NNE的向斜构造，煤田四周地层翘起，地层走向与向斜轴向大致相当。
沁源矿区位于沁水煤田西部。本区地层发育比较齐全，自西向东出露的地层为太古界至中生界地层。另外新生界上第三系及第四系也有广泛分布。
1.3.1.2 井田地层
井田内地层由老到新有：奥陶系中统峰峰组（O2f），石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1s）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s），第四系中上更新统及全新统（Q2、Q3、Q4），井田内出露的地层有太原组、山西组、上、下石盒子组，在山梁、坡上，第四系中上更新统不整合覆盖其上，简述如下：
（1）奥陶系中统峰峰组（O2f）
为煤系地层之基底，厚度大于100m，由灰、深灰色中厚层状石灰岩、泥灰岩组成，局部含白云质。
（2）石炭系中统本溪组（C2b）
厚度为11.60～22.25m，平均16.17m，上部岩性以灰黑色泥岩、灰色砂岩为主，夹薄层石灰岩及薄煤层；下部以灰白色铝质泥岩为主；底部为以结核状、块状黄铁矿为主的铁铝质岩，不稳定，常缺失。
（3）石炭系上统太原组（C3t）
为井田内主要含煤地层之一，厚度105.48～126.05m，平均114.11m，岩性主要由深灰色、灰黑色、黑色泥岩、砂质泥岩、石灰岩、煤层及灰白色砂岩组成。
（4）山西组（P1s）
从K7砂岩底至K8砂岩底，厚度42.85～55.87m，平均46.58m，为井田内主要含煤地层之一。岩性主要为浅、灰白色砂岩，深灰色粉砂岩，灰黑色泥岩，夹炭质泥岩，含煤层5～7层，其中1、2、3号煤层为可采煤层。以陆相沉积为主。
（5）二叠系下统下石盒子组（P1x）
自K8砂岩底至K10砂岩底，厚110m左右。
（6）二叠系上统上石盒子组（P2s）
井田内广泛出露，按其岩性特征分为三段：
下段（P2s1）：K10砂岩底到K12砂岩底，厚度150m左右，底部K10砂岩为灰白、灰、黄绿色中砂岩，分选差，局部夹粉砂岩、泥岩包裹体。下部以灰白、灰绿、黄绿杏黄色粉砂岩、细砂岩为主，夹灰黑色泥岩，暗紫、紫色泥岩粉砂岩薄层；上部为灰紫、紫、灰绿色相杂，呈花斑状的粉砂岩、细砂岩互层，夹紫色泥岩。
中段（P2s2）：K12砂岩底到K13砂岩底，厚度100m左右，岩性以浅灰、灰、灰绿色泥岩、粉砂岩互层为主，夹紫、暗紫色泥岩、粉砂岩及2～3层黄绿、灰绿色细砂岩，下部为灰绿色砂岩带，底部K12砂岩为灰白色、灰绿色中砂岩，成分以适应、长石为主，分选差，磨圆度低。
上段（P2s3）：本井田大部遭剥蚀，只残留与井田东南部，最大残留厚度70m。岩性以黄绿色砂岩为主，夹绿色砂质泥岩，底部为黄绿色粗砂岩。
（7）第四系中、上更新统及全新统（Q2）
中更新统：由棕红、黄褐色亚粘土、亚砂土组成，夹薄层砂砾石层，厚0～10m，一般5m左右。
上更新统：主要由砂层及砂砾层组成，间夹灰黄色粘土及棕红色古土壤条带，厚0～30m，一般10m左右。
全新统：主要分布于井田北部河川中，由近代冲洪积砂土、砂砾组成，厚0～20m，一般8m左右。
1.3.1.3 含煤地层
上石炭统太原组（C3t）和下二叠统山西组（P1s）为本区主要含煤地层，详述如下：
（1）上石炭统太原组（C3t）
为本区的主要含煤地层之一。自K1砂岩底至K7砂岩底，地层平均厚度126.05m，以沉积环境的差异和含煤性，可划分为三段：
下段（C3t1）
从K1砂岩底至K2石灰岩底，地层厚度平均为61.97m。是本区最重要的含煤地层。主要由灰白色砂岩、灰－灰黑色泥岩、铝质泥岩、粉砂岩及稳定可采的9＋10号和11号煤层所组成。底部K1 砂岩，平均厚度2.00m，为灰白色薄层状细—中粒石英砂岩，岩性特征明显，致密坚硬，是一层良好的地层划分对比标志。
中段（C3t2）
从K2石灰岩底至K4石灰岩顶。地层厚度平均31.77m，主要由三层深灰色石灰岩及灰白色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩间夹三层薄煤层。底部为深灰色、巨厚层状致密、坚硬的K2石灰岩。含有丰富的有孔虫、蜓科、腕足类化石和燧石结核，中、下部常夹有一层灰黑色泥岩。自K2向上为灰黑色泥岩及其具波状层理的粉砂岩、细粒砂岩，多受黄铁矿浸染，其上发育有不可采的8号煤层。其顶板为深灰色、厚层状的K3石灰岩。K3石灰岩全区稳定，易于对比，K3至K4石灰岩间，为灰、灰黑色的砂岩、粉砂岩和泥岩，间夹层位稳定但不可采的7号和7下号煤层，其顶部即为深灰色，中厚层状，致密坚硬的K4石灰岩。
上段（C3t3）
从K4石灰岩顶至K7砂岩底，地层厚度平均32.31m。主要由灰黑色、黑色泥岩、粉砂岩、灰—灰白色中、细粒砂岩组成，含煤2～4层，其中6号煤层为稳定可采煤层。下部为灰黑色、黑色薄层状铁质泥岩。中部为灰色、灰白色钙质石英长石砂岩，称为K5砂岩。上部为黑色厚层状泥岩。顶部为灰黑色薄层状钙质泥岩，含动物化石。本段依据岩相旋回分析，应为泻湖海湾相沉积。
（2）下二叠统山西组（P1s）
K7砂岩底至K8砂岩底，厚度平均42.14m，与下伏太原组地层为整合接触，为本区主要含煤地层之一。
岩性以灰色、灰白色中细粒砂岩，深灰色、灰黑色粉砂岩、泥岩为主，含煤3层，其中2号煤层为稳定可采煤层。1号、3号煤层为较稳定大部可采煤层。
1.3.2 地质构造
井田位于沁水煤田沁安普查区西北部，总体为一走向NE、倾向SE的单斜构造，东部地层较陡，西部较缓，倾角3°～21°，一般10°左右。
井田内共发育4条断层，均为正断层，落差2.6～20m，F1、F2为勘探时地表填图控制并在井下实见，F3、F4为井下揭露，断层特性见表1-1。
表1-1 主要断层一览表
断层
编号
位置
性质
走向
倾向
倾角
（°）
落差
（m）
井田内延伸长度（m）
F1
井田西北部
正
NE
NW
65
20
1120
F2
井田中部
正
NEE
NW
70
10
950
F3
井田东部
正
NW
NE
70
5
800
F4
井田东部
正
NE
SE
80
2.6
500

勘探时在地表发现X1号陷落柱，并在主、副井予以揭露，在井下生产过程中，又发现了4个陷落柱，一般为椭圆形，长轴直径最大约为300m，一般150m左右，详见表1-2。
表1-2 陷落柱一览表
陷落柱编号
位置
揭露工程
长轴直径（m）
X1
北部
地表及主、副井
300
X2
北部
1、2号煤层井下巷道
60
X3
中部
1、2号煤层井下巷道
85
X4
中部
风井及1#煤层井下巷道
160
X5
东南部
2号煤层井下巷道
155
井田内未发现岩浆岩侵入现象。
综上所述，井田内地层平缓，断层较少，井田构造属于简单类型。
1.3.3 煤层赋存
1.3.3.1 含煤性
本井田含煤地层主要为上石炭统太原组和下二叠统山西组。
山西组平均厚度46.58m，含煤5～7层，其中1、2、3号煤层为可采煤层，煤层平均总厚5.27m，含煤系数11.31%；可采煤层总厚3.79m，可采含煤系数8.14%。
太原组平均厚度114.11m，含5、6、6下、7、7下、8、9+10、10下、11、11下号煤层，其中6、9+10、11号煤层为可采煤层。煤层平均总厚9.25m，含煤系数8.11%；可采煤层总厚5.91m，可采含煤系数5.18%。
两煤系地层总厚160.69m，含煤总厚14.52m，含煤系数9.04%；可采煤层总厚9.70m，可采含煤系数6.04%。
1.3.3.2 可采煤层
（1）1号煤层
位于山西组顶部，上距K8砂岩9m左右，煤厚0.60～1.04m，平均0.80m，井田西南部变薄不可采，为较稳定大部可采煤层，结构简单，无夹矸，顶板为粉砂岩，底板为泥岩或细砂岩。在井田西北部出露剥蚀。
（2）2号煤层
赋存于山西组中部，上距1号煤层11.65～19.70m，平均16.12m；煤层厚度0.65～2.65m，平均2.14m，属稳定可采煤层，零星不可采，结构简单，局部含1层薄夹矸，顶板为细砂岩或粉砂岩，底板为粉砂岩或细砂岩。在井田西北部出露剥蚀。
（3）3号煤层
赋存于山西组中下部，上距2号煤层5.15～6.65m，平均5.79m；煤厚0.38～1．63m，平均0.81n1，不稳定，只在井田南部局部可采，结构简单，大多含1层夹矸，单层夹矸最大厚度0.45m，顶底板均为泥岩或粉砂岩。在井田西北部出露剥蚀。
（4）6号煤层
位于太原组上部，上距3号煤层34.15～38.07m，平均35.99m；煤层厚度0.60～2.65m，平均1.66m，只在井田西北部变薄不可采，为稳定大部可采煤层，结构简单，局部含1～2层夹矸，单层夹矸最大厚度0.38m，顶板为砂质泥岩或泥岩，底板为泥岩。在井田西北部出露剥蚀。
（5）9+10号煤层
赋存于太原组中部，上距6号煤层38.96～45.32m，平均42.12m；属稳定可采煤层，煤层厚度2.00～2.89m，平均2.38m，结构较简单，含1～2层夹矸，夹矸最大厚度0.50m，顶板为石灰岩，底板为泥岩或细砂岩。
（6）11号煤层
赋存于太原组下部，上距9+10号煤层18.95～19.38m，平均19.2m；属稳定大部可采煤层，煤层厚度0.68～3.08m，平均1.82m，结构简单—复杂，含0～3层夹矸，夹矸最大厚度0.70m，顶底板均为泥岩。
表1-3 可采煤层特征一览表
煤层
煤层厚度
层间距
结构
（夹矸数）
稳定性
可采性
顶板岩性
底板岩性
最小-最大
平均(m)
最小-最大
平均(m)
1
0.62-1.04
0.80
11.65-19.70
16.12
简单
0
较稳定
大部可采
粉砂岩
泥岩细砂岩
2
0.65-2.65
2.14
简单
0-1
稳定
大部可采
细砂岩粉砂岩
粉砂岩细砂岩
5.15-6.65
5.79
3
0.38-1.63
0.81
简单
0-1
不稳定
局部可采
泥岩粉砂岩
泥岩粉砂岩
34.15-38.07
35.99
6
0.60-2.65
1.66
简单-较简单
0-2
稳定
大部可采
砂质泥岩泥岩
泥岩
38.96-45.32
42.12
9+10
2.00-2.89
2.38
较简单
1-2
稳定
全区可采
石灰岩
泥岩细砂岩
18.95-19.38
19.21
11
0.68-3.08
1.82
简单-复杂
0-3
稳定
大部可采
泥岩
泥岩
1.3.4 煤 质
1.3.4.1 煤的物理性质及煤岩特征
（1）物理性质及宏观煤岩特征
1、2、3、6、9+10、11号煤层以光亮型煤质—半光亮型煤为主，夹半暗型煤条带。结构以细条带到中条带为主，镜煤、丝炭、粘土矿物以稀疏的线理状、透镜状不均匀分布于条带中，局部还夹有黄铁矿结核。构造为层状、块状。光泽为强玻璃光泽。颜色为黑色。性脆、裂隙发育，参差状断口。
（2）显微煤岩特征
镜质组含量一般在75.00%左右，半镜质组含量一般在2.4%左右，丝质组含量一般在20.00～30.00%之间，矿物含量一般在10～15%左右。各煤层中，镜质组一般是以均质镜质体为主，其次为基质镜质体，丝质组多为结构半丝质体，部分为粗粒体、少量为碎屑体，矿物含量多为分散状粘土，有个别球状黄铁矿和黄铁矿结核以及次生方解石。
（3）变质阶段
各煤层最大反射率Rmax在1.50%左右之间，属第Ⅳ-Ⅴ变质阶段，相当于焦煤—瘦煤阶段。
1.3.4.2 煤类
根据《中国煤炭分类国家标准》（GB5751－86）划分，1、3号煤层均属焦煤（JM），2、6号煤层大部为焦煤，局部有瘦煤，9+10、11号煤层均为瘦煤（SM）。
1.3.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃
1）瓦斯
根据山西省煤炭工业局晋煤安发[2007]2030号文《关于2007年度年产30万吨及以上煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿日生产能力为900t时，矿井绝对CH4涌出量为7.49m3/min，相对CH4涌出量为11.98m3/t，绝对CO2涌出量为1.55m3/min，相对CO2涌出量为2.48m3/t，为高瓦斯矿井。
（2）煤尘爆炸性及煤的自燃
2007年3月，本矿西邻孟子峪煤矿在6号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：火焰长度40mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，煤尘具有爆炸危险性。
2008年7月，本矿在井下采取1、2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：火焰长度分别为50、80mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量均为70%，煤尘均具有爆炸危险性。
2008年7月，本矿在西邻的孟子峪煤矿9+10号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，火焰长度20mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量65%，煤尘具有爆炸危险性。
2008年施工补勘钻孔时取煤芯样送山西省煤炭地质研究所进行测试，其结果见表2-3-6，各可采煤层均具有爆炸危险性。
2007年3月，本矿西邻孟子峪煤矿在6号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：煤的吸氧量0.69cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层。
2008年7月，本矿在井下采取1、2号煤层样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：煤的吸氧量分别为0.76、0.80cm3/g，自燃倾向性分别为Ⅰ、Ⅲ类，自然倾向性分别为容易自燃和不易自燃。
2008年7月，本矿在西邻的孟子峪煤矿9+10号煤层取样送山西省煤炭地质研究所进行测试，结果：煤的吸氧量0.92cm3/g，自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层。
2008年施工补勘钻孔时取煤芯样送山西省煤炭地质研究所进行测试，其结果见表1-4，1号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；2号煤层自燃倾向性Ⅱ—Ⅲ类，为自燃—不易自燃煤层；3号煤层自燃倾向性为Ⅱ类，为自燃煤层；6号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；9+10号煤层自燃倾向性为Ⅰ—Ⅱ类，为容易自燃—自燃煤层；11号煤层自燃倾向性为Ⅱ—Ⅲ类，为自燃—不易自燃煤层。
表1-4 自燃倾向性、煤尘爆炸性检测成果表
煤层
钻孔
全硫（St,d）（%）
自燃倾向性
煤尘爆炸性
吸氧量（cm3/g）
自燃倾向性等级
自燃
倾向性
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸最低岩粉用量（%）
煤尘爆炸性
1
J-5
0.44
0.78
Ⅰ
容易自燃
50
70
有
J-3
0.46
0.63
Ⅱ
自燃
30
65
有
2
J-5
0.44
0.88
Ⅲ
不易自燃
40
75
有
J-2
0.33
0.74
Ⅲ
不易自燃
30
65
有
J-3
0.42
0.65
Ⅱ
自燃
45
75
有
3
J-5
2.49
0.61
Ⅱ
自燃
15
55
有
6
J-5
1.67
0.73
Ⅰ
容易自燃
20
65
有
J-2
1.66
0.74
Ⅰ
容易自燃
20
60
有
J-3
1.27
0.61
Ⅱ
自燃
25
70
有
9+10
J-5
3.65
0.80
Ⅱ
自燃
30
70
有
J-2
1.66
0.74
Ⅰ
容易自燃
15
60
有
J-3
6.21
0.72
Ⅰ
容易自燃
40
70
有
11
J-5
1.43
0.65
Ⅱ
自燃
23
65
有
J-2
0.57
0.79
Ⅲ
不易自燃
30
70
有
J-3
1.23
0.63
Ⅱ
自燃
10
50
有

山西省沁源县康伟煤焦有限公司南山煤矿井下移动瓦斯抽放工程初步设计
2 矿井开拓及生产概况
2.1 矿井开拓开采
矿井升级改造后，维持现有的斜井开拓方式。矿井目前开采1、2号煤层，采用联合布置方式，开拓巷道已基本完成。矿井共布置主斜井、副斜井、安全出口及回风立井四个井筒。主斜井（已有）井筒净宽4.6m，净断面15.20m2，倾角8°，斜长1350m。担负提煤、行人、进风和安全出口之作用。副斜井（已有）井筒净宽2.4m，净断面5.70m2，倾角12°，斜长1170m。担负运送设备、材料、进风和安全出口之作用。将现有的主斜井改为安全出口，井筒净宽2.2m，净断面4.6m2，倾角10°，斜长1260m。担负进风和安全出口之作用。在原有回风立井东北60m处新开凿回风立井，井筒净直径5.0m，净断面19.63m2，垂深至6号煤层174m，担负矿井回风和安全出口之作用。
现有井筒均掘至2号煤层，在2号煤层中布置井底车场、巷道、硐室和开拓巷道。在主斜井井底布置有井底煤仓和候车硐室，在副斜井井底布置有井底车场、主变电所、主水泵房、主副水仓及消防材料库。沿2号煤层顶板东北—西南走向布置集中运输大巷、集中轨道大巷和集中回风大巷，沿西北—东南方向布置采区巷道。开采1号煤层时沿1号煤层倾向布置采区轨道上（下）山、回风上（下）山，运输上（下）山共用2号煤层运输上（下）山、轨道上（下）山。开采2号煤层时沿2号煤层倾向布置采区运输上（下）山、轨道上（下）山、回风上（下）山，开采1号煤层时利用沿2号煤层倾向布置采区运输上（下）山、轨道上（下）山、回风上（下）山。工作面采用走向长壁式采煤方法。矿井回风立井落底于6号煤层，集中回风巷布置在6号煤层中，开采1、2、3号煤层的回风由2号煤层的回风斜巷到达6号煤层的集中回风巷。
根据矿井设计，布置双翼和单翼采区，采区每一翼长800～1000m左右。井田1号煤层划分2个采区，2号煤层划分为3个采区，3号煤层划分为2个采区，6号煤层划分为3个采区，9+10号煤层划分为3个采区，11号煤层划分为3个采区。煤层开采顺序为1号煤层→2号煤层→3号煤层→6号煤层→9+10号煤层→11号煤层。
首采区位于一水平的1号煤层101采区和2号煤层201采区，分别在1号煤层和2号煤层布置一个回采工作面。采区内工作面采用接替顺序后退式开采。根据井田开拓方案，1、2号煤层采用联合布置方式，投产采区为1、2号煤层的第一采区，即101采区及201采区。1、2号煤层的第一采区采用联合布置方式，在2号煤层中沿煤层顶板东西向布置2号煤层运输下山、轨道下山和回风下山，2号煤层运输下山敷设带式输送机，运输由1号煤层和2号煤层采掘工作面生产的煤炭，2号煤层轨道下山运输2号煤层采掘工作面所需要的设备及材料，2号煤层回风下山负责2号煤层采掘工作面的回风。在1号煤层中和2号煤层运输下山重叠沿顶板卧底布置1号煤层回风下山，1号煤层轨道下山负责1号煤层采掘工作面材料和设备运输，1号煤层回风下山负责1号煤层采掘工作面的回风，1号煤层采掘工作面生产的煤炭由顺槽运到1号煤层与2号煤层之间的溜煤眼，然后到达2号煤层运输下山，由位于2号煤层运输下山的带式输送机统一运至2号煤层集中运输下山。1号煤层的顺槽巷道沿1号煤层底板破顶掘进，2号煤层的顺槽巷道沿2号煤层顶板掘进，顺槽巷道和采区下山巷道垂直布置，为走向长壁式回采工作面。
1号煤层采用综合机械化采煤方法，一次采全高，顶板管理均采用全部垮落法。1号煤层以一个长壁综采面，两个炮掘面保证年产30万t的生产能力，长壁综采工作面日产量在950t左右，采高0.8m。回采工作面长度150m，工作面回采率95%。
2号煤层采用综合机械化采煤方法，一次采全高，顶板管理均采用全部垮落法。以一个长壁综采面，两个综掘面保证年产60万t的生产能力，长壁综采工作面日产量在1900t左右，采高2.14m。回采工作面长度150m，工作面回采率95%。
2.2 矿井生产能力及服务年限
矿井井田东西宽3.05km，南北长3.87km，面积8.1554km2。矿井煤炭工业储量为64160kt，设计储量为61597kt，设计可采储量为44960kt，其中1号煤层设计储量为2059kt，2号煤层设计储量9127kt，3号煤层设计可采储量为2421kt，6号煤层设计可采储量为8180kt，9+10号煤层设计可采储量为13078kt，11号煤层设计可采储量为10095kt。
矿井年工作日330天，“三八”工作制，日净提升时间16h。矿井设计生产能力90万t/a，矿井服务年限35.7a。
2.3 矿井通风
矿井通风方式为中央分列机械抽出式，风机型号为BDK618-6-No20轴流风机，电机功率为185KW×2，风量范围为22～123m3/s。
风量分配为：主斜井进风40m3/s，副斜井进风30m3s，进风行人井25m3/s，回风立井回风95m3/s。1号煤层回采工作面风量15m3/s，1号煤层掘进工作面8m3/s，2号煤层回采工作面20m3/s，2号煤层掘进工作面8m3/s，其他36m3/s。

3 煤层瓦斯基础参数
3.1 1号煤层瓦斯基础参数
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院实地观测，南山煤矿1号煤层各个测点瓦斯含量结果如表3-1
表3-1 南山煤矿1号煤层瓦斯含量实测结果
测定地点
标高(m)
埋深
(m)
水分(%)
灰分
(%)
解吸量
(m3/t)
损失量
(m3/t)
残存量
可燃质瓦
斯含量
(m3/t·r)
原煤瓦
斯含量
(m3/t)
(m3/t·r)
(m3/t)
010回采面350m处
790
497
1.25
15.5
3.39
2.54
3.45
2.87
9.55
7.95
205运输顺槽800m处
910
377
1.18
61.28
1.98
1.14
8.21
3.08
16.84
6.2
2052运顺300m处
975
312
1.18
53.34
1.26
0.57
6.63
3.02
14.78
4.85

由表3-1得，南山煤矿1号煤层实测的瓦斯含量为4.85～7.95m3/t。
根据三个测点的埋藏深度及瓦斯含量值回归计算得出1号煤层瓦斯含量随煤层埋藏深度增加瓦斯含量的增加趋势图，见图3-1。其规律符合公式（3-3）：
W=0.0165H-0.1839………………………………（3-1）
式中：W—原煤瓦斯含量，m3/t；
H—煤层埋深。

图3-1 瓦斯含量与煤层埋藏深度趋势线图
由图3-1 可知，矿井开采范围内，一采区1号煤层最低标高710米，地面平均 1287，则最大埋深为577，原煤瓦斯含量为9.34 m3/t。
根据参数测定报告，1号煤层百米钻孔瓦斯自然涌出特征见表3-2
表3-2 1号煤层百米钻孔瓦斯自然涌出特征计算结果
煤层
涌出规律
qt=q0e-αt
初始瓦斯涌出强度(m3/min·100m)
钻孔自然瓦斯流量衰减系数(d-1)
钻孔极限瓦斯涌出量(m3·100m)
1号
qt=0.0084e-00682t
0.0084
0.0682
169
3.2 煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定
在南山煤矿010回采面350m处、205运输顺槽800m及2052运输顺槽300m处分别向1号煤层施工了穿层钻孔采样进行了煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定，测定结果见表3-9。
表3-3 1号煤层煤的自燃倾向性及煤尘爆炸指数测定结果
煤层
测定地点
自燃倾
向等级
自燃
倾向性
火焰长度
(mm)
抑制煤尘爆炸
最低岩粉量(%)
有无爆炸性
1号
010回采面350m处
Ⅱ类
自燃
5
5
有
1号
205运输顺槽800m
Ⅱ类
自燃
5
5
有
1号
2052运输顺槽300m
Ⅱ类
自燃
＜50
20
有
3.3 瓦斯储量与可抽量预计
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。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标，可按下式计算：
Wk=Wl＋W2＋W3…………………………………（3-2）
式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；
Wl—可采煤层的瓦斯储量总和，Mm3；
……………………………………（3-3）
Ali—矿井每一个可采煤层的煤炭储量，Mt；
n—矿井可采煤层数；
X1i—每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；
W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近层的瓦斯储量总和，Mm3；
……………………………………（3-4）
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，Mt。
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；
n—矿井可采煤层采动影响范围内的不可采煤层数；
W3—围岩瓦斯储量，Mm3；当围岩瓦斯很小时，W3=0；若瓦斯含量多时，可实测或按式（3-5）计算：
W3＝K（W1+W2）…………………………………（3-5）
K—围岩瓦斯储量系数，一般取K＝0.05～0.20。
矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放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，与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关。一般采用下式计算：
Wkc=ηk·Wk………………………………………（3-6）
式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；
ηk—矿井瓦斯抽放率，取ηk=30%；
Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；
计算矿井瓦斯储量时计算煤层及围岩的瓦斯储量。矿井1号、2号煤层瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表3-4。
表3-4 矿井1号煤层瓦斯储量计算表
煤层
煤层性质
煤炭储量
（Mt）
瓦斯含量（m3/t）
（实测平均值）
瓦斯储量
（Mm3）
可开发瓦斯量
（Mm3）
1号
可采层
2.059
6.7
13.80
4.14
2号
可采层
9.127
9.5
86.71
26.01
围岩
按煤层瓦斯储量10%计算
10.05
3.02
合计

110.56
33.17

4 矿井瓦斯涌出量预测
矿井瓦斯涌出量是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数，本次采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，该方法是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源—回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区、全矿井瓦斯涌出量之目的。
矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两类：矿山统计预测法和分源预测法。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4-1），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4-1 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图
根据矿井采掘布置，1号煤层按30万t/a产量进行瓦斯涌出量进行预测，2号煤层按60万t/a产量进行瓦斯涌出量进行预测。
根据工作面回采生产接续情况，南山煤矿 1号和2号煤层不在同一区域开采即布置两个采区。一采区开采1号煤层，二采区开采2号煤层。
4.1回采工作面瓦斯涌出量预测
南山煤矿现开采的1号煤层、2号煤层分为两个采区，首采工作面分别为1101、2201工作面，由于1号煤层、2号煤层与其邻近的煤层相距较近，所以开采1号煤层和2号煤层期间矿井的瓦斯涌出量主要来自于本煤层和邻近煤层。即回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括围岩）和邻近层瓦斯涌出量。
1）开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算：
………………………（4-1）
式中：qhi—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
k1—围岩瓦斯涌出系数。其值取决于回采工作面顶板管理方法：取k1=1.30；
k2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率95%的倒数，取k2=1.05；
k3—准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系