煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告.pdf

.煤矿瓦斯综合治理项目 可行性研究报告 .一、总 论-1 二、项目背景和发展概况-4 三、项目实施的主要内容-26 四、项目实施进度安排-33 五、项目实施后的预期效果-35 六、项目投资估算与资金筹措-36 七、项目可行性研究结论与建议-38 附：XX 省煤矿安全技改专项资金及煤调整基金项目可行性研究报告专家评审意见表。.一、总 论 1.项目背景 1.1 项目名称 XXXXXX 煤业股份有限公司 XX 煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告(2013 年煤矿安全技改项目)。1.2 项目承办单位 XX 县 XX 乡 XX 煤矿。1.3 项目主管部门 XX 市安全生产监督管理局。1.4 项目拟建地区、地点 项目拟建地区：XX 市 XX 县；项目拟建地点：XX 乡。1.5 承担可行性研究工作的单位和法人代表 承担可行性研究工作的单位：XXXX 投资股份有限公司；法人代表：。1.6 研究工作依据 1.XX 省安全生产监督管理局关于做好 2013 年煤矿安全技改补助（煤调基金）资金项目可行性研究报告的通知；2.煤矿安全规程2011 版；3.煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）；4.煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)；5.矿井瓦斯涌出量预测方法(AQl018-2006)；6.煤矿瓦斯抽采基本指标(AQl026-2006)；7.矿井瓦斯抽放规范(AQl027-2006)；8.煤矿瓦斯抽采工程设计规范(GB50471-2008)；.9.矿井通风安全装备标准(AQ50518-2010)；10.防治煤与瓦斯突出规定(国家安全生产监督局，国家煤矿安全监察局令第十九号)；11.XX 县 XX 乡 XX 煤矿安全设施设计(变更）（XX 煤矿设计研究院，2011年 11 月）及关于 XX 县 XX 煤矿初步设计（变更）安全设施设计的批复（黔煤安监监察函201185 号）；12.XX 煤矿+750 水平以上 5-3号、10 号、12 号、13 号煤层煤与瓦斯突出鉴定报告（河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心）及报告所需其它资料。1.7 研究工作概况 本次安全技改项目主要是XXXXXX煤业股份有限公司所属的XX煤矿的瓦斯综合治理，购置瓦斯含量测定装置、履带式深孔钻机、防突仪，掘进专用瓦斯巷，施工抽采钻孔等。2.项目可行性研究结论 2.1 项目建设进度 项目计划 2014 年 1 月开始实施，2014 年 12 月底结束并投入使用，工期为 12 个月。2.2 投资估算和资金筹措 总投资：1886 万元。资金筹措：申请省煤矿安全技改补助资金 377 万元，其余 1509 万元由企业自筹。2.3 项目综合评价评论 XX 煤矿瓦斯综合治理基础较好，拟建方案可行。项目实施时间短，见效快，具有良好的社会效益。.3.项目实施存在问题及建议 进一步查明瓦斯赋存状况，包括煤层瓦斯含量、瓦斯梯度以及煤与瓦斯突出各项参数，从而采取有针对性的瓦斯防治措施。补充煤与瓦斯突出危险性鉴定，以便采取针对性防突措施。同时也应对厚度大于 0.3m 的不可采煤层的突出危险性进行评估。.二、项目背景和发展概况 1.项目背景 1.1 国家或行业发展规划 我国煤矿瓦斯事故特别是重、特大瓦斯事故在煤矿事故中占的比例很高，瓦斯问题已成了我们实现煤矿安全生产的最大障碍，是我们必须解决的心腹大患。“先抽后采、监测监控、以风定产”“十二字”方针正是针对这些问题提出来的。“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”煤矿瓦斯综合治理“十六字”工作体系是治理防范瓦斯灾害的基本要求、是瓦斯治理“十二字”方针的深化和发展。因此，瓦斯综合治理符合国家发展规划，也是煤矿有效防范和遏制重特大瓦斯事故、实现安全生产的根本途径。1.2 项目发起缘由 根据 XX 省安全生产监督管理局关于做好 2013 年煤矿安全技改补助（煤调基金）资金项目可行性研究报告的通知文件的指导精神，结合 XX 煤矿的瓦斯治理系统现状及安全生产现状，提出对 XX 煤矿的瓦斯综合治理设备、设施改造升级项目。2.矿井安全生产现状 2.1 矿井基本情况 XX 煤矿属于整合矿井，由原 XX 煤矿、新寨煤矿整合而成，属 XXXX 投资股份有限公司下属的 XXXXXX 煤业股份有限公司，企业经济为股份有限公司，开采矿种为煤炭。根据2012年9月20日XX省国土资源厅换发的采矿许可证(证号：C5200002010111120080119)：矿区面积 3.3726km2、开采深度由 940m650m标高。企业法人为代华远，为股份有限公司，生产规模为 45 万 t/a。.XX 县 XXXX 煤矿位于 XX 县 XX 乡境内，北距 XX 市 84km，距发耳电厂（4 600MW）14 km。S217 省道穿过本矿，水柏铁路北距本矿仅 17km。交通便利。XX 煤矿位于构造侵蚀而成的盆地凸起的杨梅树向斜盆地的南部，为中山及低中山地形，地形高差较大，区内最高标高为 1820m，北盘江最低侵蚀基准面 880m，相对高差 940m 左右。煤系地层一般出露标高为 9001300m，煤矿南测为茅口灰岩形成的盆缘山峰，标高 2000m 以上；上二叠统峨眉山玄武岩为同向单面山；煤系地层为较开阔的走向谷及缓坡地形；煤系上覆地层形成桌状山，山势陡峻，岩溶较多。2.2 煤炭资源及开采技术条件 2.2.1 煤炭资源量 井田内可采煤层 14 层，其中比较稳定的有 3、5-3、7、10、12、15-1、16等 7 层，平均总厚 13.38m；较稳定的煤层有 13、15、17、21、23-1、29-1、33 等 7 层煤，平均总厚 9.87m。3 号煤层：俗称大油煤，煤厚 1.34 到 3.94m，平均厚 2.38m。比较稳定。含 0.100.20m 的泥岩及高岭石岩夹矸 14 层。5-3号煤层：俗称酸炭，煤厚 0.941.64m，平均厚度 1.56m；大部分都接近平均厚度。含煤 0.10m 左右的夹矸 13 层，为高岭石泥岩。7 号煤层：俗称大柴炭，煤厚 2.215.07m，平均厚度 2.78m，一般均接近平均厚度。含 0.100.20m 的泥岩夹矸 12 层。10 号煤层：煤厚 0.471.31m，平均厚度 1.04m，靠近上部有夹矸 2 层，上层厚 0.05m 左右，为高岭石泥岩；下层厚 0.10m 左右，为显晶质高岭石泥岩。12 号煤层：俗称小柴炭，煤厚 1.634.89m，平均厚度 2.64m，在 4 勘探线附近，厚度大而结构复杂，有 23 层泥岩及炭质泥岩夹矸。.13 号煤层：煤层变化大，结构复杂。34 勘探线以西厚 0.584.15m，平均厚度 2.80m；其余各线为上下两个分层，上分层 0.403.86m，平均厚度1.64m；下分层 0.993.47m，平均厚度 1.84m。两分层间最大间距达 11m，岩性为泥岩，粉砂质泥岩及细砂岩。无论上下分层或合并一层者都有厚 0.10m左右的棕灰色高岭石泥岩数层。15-1号煤层：厚 0.982.10m，平均厚度 1.16m，一般有一层厚 0.10m 左右的泥岩夹矸。15-2号煤层：厚度为 0.341.65m，平均 1.36m，不稳定，有时为单一煤层，有时为一个煤组，一般都有一层厚 0.05m 的棕灰色高岭石泥岩夹矸。16 号煤层：厚度为 0.341.65m，平均 1.36m，5 勘探线以西对比困难，以东比较稳定，一般都有一层厚 0.05m 的棕灰色高岭石泥岩夹矸。17 号煤层：厚度为 01.93m，平均 1.17m，厚度不稳定，含 0.100.40m夹矸 12 层，岩性为泥岩及高岭石泥岩。21 号煤层：煤厚为 0.502.08m，平均 1.05m，厚度不稳定，约有 35%的见煤点不可采，局部尖灭，煤层结构复杂，含 0.100.40m 厚的夹矸 14 层，岩性为灰色泥岩及显晶质棕灰色高岭石泥岩。局部结构单一。23-1号煤层：煤厚为 0.302.49m，平均 1.08m，厚度不稳定，煤层结构复杂，含 0.100.30m 厚的夹矸 13 层，有时夹矸变厚，将煤分成 23 个单一煤层，矸石为灰色泥岩。29-1号煤层：煤厚为 0.551.61m，平均厚 1.12m，厚度不稳定，约有 25的不可采点，尖灭点 3 个。含 12 层厚 0.100.20m 的黑色泥岩夹矸。个别为单一煤层。33 号煤层：煤厚为 0.252.62m，平均厚 1.49m，厚度不稳定，结构复杂，矸石 04 层，为黑色泥岩或炭质泥岩，该煤有时与 34 号煤合并。.煤层特征详见表 2-1。表2-1 可采及局部可采煤层情况一览表 编号 最小-最大 平均厚度（m）最小-最大 平均间距（m）倾角（）煤层稳定性 夹石 层数 顶底板岩性 顶 板 底 板 3 1.34-3.94 2.38 6.7-14.3 11.1 2033 稳定 14 泥质粉砂岩 粉砂质泥岩 5-3 0.94-1.64 1.56 2033 稳定 13 粉砂岩夹泥岩 粉砂质泥岩 15.8-35.0 22.7 7 2.21-5.07 2.78 2033 稳定 12 粉砂质泥岩 粉砂质泥岩 5.7-17.8 9.2 10 0.47-1.31 1.04 2033 稳定 12 无资料 无资料 7.0-27.0 17.8 12 1.63-4.89 2.64 2033 稳定 23(局部)粉砂岩、泥岩 细砂岩 11.0-28.0 21.4 13 0.58-4.15 2.80 2033 稳定 26 无资料 无资料 16.5-37.5 29.54 15-1 0.98-2.10 1.62 2535 稳定 01 无资料 无资料 2.8-12.5 6.9 15-2 0-3.12 1.16 2033 不稳定 13 无资料 无资料 7.0-23.0 13.4 16 0.34-1.65 1.36 2033 较稳定 01 无资料 无资料 3.8-8.5 6.5 17 0-1.93 1.17 2033 不稳定 02 无资料 无资料 29.0-48.0 40.8 21 0.5-2.08 1.05 2033 不稳定 14 粉砂岩 细砂岩 17.0-39.6 27.3 23-1 0.30-2.49 1.08 2033 不稳定 14 无资料 无资料 7.5-28.5 15.2 29-1 0.55-1.61 1.12 2033 不稳定 12 无资料 无资料 28.0-55.0 33.6 33 0.25-2.62 1.49 2033 不稳定 04 无资料 无资料 矿井于 2007 年备案保有资源量 4431 万 t（黔国土资储备字2007567号）。据 XX 天盈矿业科技有限责任公司提交的XX 省 XX 县 XXXX 煤矿 2012 年度矿山储量年报：截止 2012 年 12 月底，矿井累计采空资源量 68.50 万 t；保有资源量 4162.50 万 t，其中探明的经济基础储量（121b）578 万 t、控制的经济基础储量（122b）1344.2 万 t、推断的内蕴经济资源量（333）2240.3万 t。2.2.2 开采技术条件.1.开采方法与顶底板条件 开采方法采用走向长壁后退式开采。煤层顶底板岩性以泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，泥岩、粉砂岩、细砂岩次之。总体来说，上煤组顶底岩性较差，下煤组顶底板岩性较好，力学强度较强。2.矿井瓦斯 根据关于 XX 市能源局的批复（黔能源煤炭 2012 484 号），矿井绝对瓦斯涌出量 27.94m3/min，相对瓦斯涌出量 41.74m3/t；矿井二氧化碳涌出量为 1.31m3/min。XX 煤矿为煤与瓦斯突出矿井。根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心 2011 年 10 月 30 日提交的XXXX 公司XX 煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定及煤层瓦斯基本参数测定项目进展简要报告，并参照 XX 县发耳矿区补充勘探地质报告的资料，矿井各煤层+650m 标高预测瓦斯含量 14.7822m3/t，详见如表 2-2。另根据XXXX 公司 XX 煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定及煤层瓦斯基本参数测定项目进展简要报告，矿井现揭露各煤层的瓦斯压力为：3 号煤层在+765m见煤标高的瓦斯压力 0.5MPa、5 号煤层在+761m 的见煤标高瓦斯压力为 0.73 MPa、7 号煤层在+758m 见煤标高的瓦斯压力 1.65MPa、10 号煤层在+762m 的见煤标高瓦斯压力为 0.55 MPa、12 号煤层在+762m 见煤标高的瓦斯压力 0.24MPa、13 号煤层在+760m 的见煤标高瓦斯压力为 0.85 MPa、15-1煤层在+765m 见煤标高的瓦斯压力 0.72MPa、16 号煤层在+762m 的见煤标高瓦斯压力为 0.75 MPa。从瓦斯含量和瓦斯压力上看，XX 煤矿开采的煤层都具有突出危险性，执行好两个“四位一体”的防突措施，做到瓦斯抽采达标，从根本上解决瓦斯制约生产的瓶颈。.3.煤尘 根据 XX 省煤田地质局实验室 2010 年 8 月 13 日提交的 3、7 号煤层及 XX省煤田地质局实验室 2011 年 4 月 11 日提交的 5-3、12、13、16 号煤层煤尘爆炸性鉴定报告：3、7 号煤层有煤尘爆炸危险性，5-3、10、12、13、15-1、16 号煤层无煤尘爆炸危险性。4.煤的自燃 根据 XX 省煤田地质局实验室 2010 年 8 月 13 日提交的 3、7 号煤层及 XX省煤田地质局实验室 2011 年 4 月 11 日提交的 5-3、12、13、16 号煤层煤炭自燃倾向性等级鉴定报告：3、5-3、7、10、12、13、15-1、16 号煤层均属不易自燃煤层（类）。2.3 近年瓦斯治理工程投入情况及成效 2011 年购置瓦斯抽放泵及抽放管路，安装 4 台 2BE3500 型和 3 台 2BE3670型抽放泵，两趟800mm 和两趟600mm 入井抽放主管，掘进专用瓦斯巷1000m，施工钻孔 25 万 m，监控系统完善、钻机采购等，投入 2600 万元。2012 年更换主要通风机，将 FBCDZ22 型 2 160kW 更换为 FBCDZ28 型2 450kW 通风机，掘进专用瓦斯巷 1500m，施工钻孔 31 万 m，投入 1800 万元。2013 年已施工专用瓦斯巷 2000m，钻孔 38 万 m，完善紧急避险系统等，投入 1750 万元。2.4 安全生产总体情况 矿井地质条件中等，煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的不断增加，瓦斯灾害更加严重，瓦斯因素将更加制约和威胁安全生产。为了加强安全生产管理，建立健全了各级安全生产责任制和各项安全生产管理规章制度，加大了矿区安全生产的投入、安全文化建设的工作力度，矿井的安全状况逐渐好转，安全生产环境逐渐得到改善，事故得到有效遏制。但由于矿井开采技术条件较差（资.源赋存条件差、构造复杂、开采煤层具有突出危险性），矿井安全投入相对不足，存在安全欠帐，随着开采深度的增加，各类自然灾害越来越严重，发生各类事故机率增加。2.5 矿井安全生产取得的主要成效及不足 一是全部实施瓦斯抽放和瓦斯监测监控（系统有待进一步提高和完善）等六大系统建设工作，提高矿井的防灾、抗灾能力。二是并大力发展采掘机械化，推广使用新工艺、新技术和新设备、新材料，有效地进行了顶板管理。三是在机电、运输方面进行了增容和设备更新，提高了供电和提升的可靠性，从而保证了瓦斯、顶板、机电、运输的安全管理，使安全工作稳步好转、健康发展。但仍存在以下不足：1.煤矿事故仍未得到完全有效控制，零星事故时有发生；2.目前矿井的瓦斯抽采工程滞后、“抽、掘、采”三量不能够满足安全生产的需要；尤其是抽采达标煤量不足严重制约矿井的安全生产工作。3.瓦斯治理手段单一，抽放浓度偏低，抽放效果不佳，通风管理难度相对较大。2.6 矿井瓦斯治理的主要问题 1.现矿井区域措施效果检验方法为直接测定煤层残余瓦斯含量，但煤样需送到 80 多公里外的 XX 集团公司通风实验室进行测定。送样过程中的时间间隔较长，多不能在要求的时间内送达，所测的残余瓦斯含量与实际值存在差异。2.局部防突措施效果检验用的 WTC 型瓦斯突出参数仪是建矿时购置，距今已有五年之久，虽按规定进行校检，但是内部电池、测量元件多数老化，需要更新。3.矿井现有 ZY-650 型钻机 10 台（完好 3 台）、ZDY-1200S 型钻机 5 台，而开采煤层透气性较差，瓦斯治理难度大，钻孔施工慢，预抽不足。因此，现.配置的钻机已不能满足矿井生产需要。4.抽采系统现状 矿井现有瓦斯抽放泵 7 台，其中功率 250kW 的 2BE3500-2BY4 型 4 台（参数：吸入压力 30hPa600hPa、最大吸入量 160m3/min）、功率 450kW 的2BE3670-2BY4 型 3 台（参数：吸入压力 30hPa900hPa、最大吸入量 270m3/min），两趟800mm 和两趟600mm 主管入井，矿井实测抽放能力能够达到1200m3/min，能满足矿井需要。在线监测系统已安装完成，均正常运转。根据 XX 矿的开采设计，本矿井为两翼开采，建设计生产能力为 45 万 t/a。根据矿井发展的需求，布置一个综采工作面、一个备用工作面和四个掘进工作面，现有瓦斯综合治理工程还不够完善，需对其进行技改。3.投资的必要性 3.1 矿井瓦斯来源分析 3.1.1 煤层条件 矿区内含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），为浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产大量植物化石。含煤地层龙潭组（P3l）共含煤 58 层，平均总厚度 45.90m，其中可采煤层及大部分可采煤层 14 层，平均总厚度 27.85m。各煤层特征见表 2-1。3.1.2 煤层原始瓦斯含量 根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心 2011 年 10 月 30 日提交的矿井突出危险性鉴定报告及发耳矿区补充勘探地质报告的资料，矿井各煤层+650m 标高预测瓦斯含量 14.7822m3/t，详见如表 2-2。表2-2 XXXX 煤矿+650.0m 标高各煤层瓦斯含量表 序号 煤层编号 煤层原始瓦斯含量（m3/t）.序号 煤层编号 煤层原始瓦斯含量（m3/t）1 3 煤层 15.14 2 5-3煤层 14.78 3 7 煤层 16.66 4 10 煤层 17.25 5 12 煤层 16.55 6 13 煤层 16.83 7 15-1煤层 17.77 8 15-2煤层 18.78 9 16 煤层 17.08 10 17 煤层 22.0 11 21 煤层 15.86 12 23-1煤层 19.45 13 29-1煤层 16.75 14 33 煤层 16.06 3.1.3 瓦斯涌出量预测 1.回采工作面瓦斯涌出量 q采q1+q2 式中 q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。(1)开采层相对瓦斯涌出量计算 q11230CmKKK(WW)M 式中 K1围岩瓦斯涌出系数。K1值选取范围为 1.11.3，全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取 1.3；局部充填法管理顶板 K1取 1.2；全部充填法管理顶板 K1取 1.1；砂质泥岩等致密性围岩 K1取值可偏小；本矿井取值 1.3；.K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算（见表 2-3）；表2-3 各煤层开采厚度、采高、回采率及层间距表 煤层编号 煤层厚度(m)采高(m)回采率(%)K2 煤层间距(m)3 2.38 2.38 95 1.05 11.1 5-3 1.56 1.56 95 1.05 22.7 7 2.78 2.78 95 1.05 9.2 10 1.04 1.50 97 1.03 17.8 12 2.64 2.64 95 1.05 21.4 13 2.80 2.80 95 1.05 29.54 15-1 1.62 1.62 95 1.05 6.9 15-2 1.16 1.50 97 1.03 13.4 16 1.36 1.50 97 1.03 6.5 17 1.17 1.50 97 1.03 40.8 21 1.05 1.50 97 1.03 27.3 23-1 1.08 1.50 97 1.03 15.2 29-1 1.13 1.50 97 1.03 33.6 33 1.49 1.50 95 1.05 K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，K3按下式确定：3L2h16029.0K 0.89L160 L工作面长度，为 160m；h巷道瓦斯排放带宽度，取 h9.0m；m开采层厚度，m；M工作面采高，m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t（见表 2-2）；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。纯煤残存瓦斯含量按如下公式折算成原煤瓦斯含量：qadadCad(100MA)W 100(10.31M)式中 Aad，Mad煤中的灰分、水分，%；.q纯煤残存瓦斯含量，按表 2-4 选取并采用插值法计算；表2-4 纯煤的残存瓦斯含量 煤的平均挥发份 Vdaf(%)68 812 1218 1826 2635 3542 4256 纯煤残存瓦斯含量(m3/t r)96 64 43 32 2 2 2 qdafdafC maxC minminC mindafdafmaxminWWVVWVV WCmax最大瓦斯含量，m3/t r；WCmin最小瓦斯含量，m3/t r；dafmaxV最大挥发分，%；dafminV最小挥发分，%；Vdaf煤中的挥发分，%。将各煤层煤质参数代入公式计算得各煤层原煤残存瓦斯含量如表 2-5。表2-5 煤层原煤残存瓦斯含量值计算表 煤层Mad(%)Aad(%)Vdaf(%)q(m3/tr)Wc(m3/t)30.8516.6022.802.601.705-30.9519.8623.602.701.6570.9017.9622.902.611.66100.9615.7524.362.801.79120.929.8527.653.212.23130.8614.5625.362.921.9515-10.9615.5724.652.831.8215-20.8911.8426.633.082.11160.9615.5724.652.831.82171.0514.5228.323.292.10210.8521.8518.652.081.2723-10.8623.4221.642.461.4729-10.9721.4620.672.331.39330.9824.4621.722.471.41(2)邻近层相对瓦斯涌出量计算.qni20iCii1m(WW)Mi 式中 WOi第 i 个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；WCi第 i 个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；mi第 i 个邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；i第 i 个邻近层受采动影响的瓦斯排放率，i值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。按图 2-1 选取或用以下公式计算各个邻近层的i值；10020406080100i/100%倾斜、急倾斜煤层下邻近层80604020020406080100缓倾斜煤层下邻近层上邻近层 图2-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图 i1-hi/hp.hi第 i 个邻近层与开采层之间的垂直距离，m；hp受开采层采动影响，邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m；对于上邻近层：hpkym0(1.2-cos)ky取决于顶板管理方式的系数；m0开采层的开采厚度，m；煤层倾角，度。考虑在 3 号煤层开采后，自上而下进行 5-3号等煤层开采时受其上部邻近层采动影响瓦斯大部已排放，按倾斜煤层矿井深部开采各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量见表 2-6（表中 hi第 i 个邻近层与开采层之间的垂直距离，m）。2.掘进工作面瓦斯涌出量 生产期间布置 4 个煤巷综掘工作面。q掘q3+q4 式中 q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min。(1)掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量 qq30D2 L1vv 式中 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，D2m0，m0为掘进层厚度；v巷道平均掘进速度，m/min；L巷道长度，m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2 min)，.表2-6 回采工作面瓦斯涌出量计算表 煤层厚度m(m)采高M(m)W0/Wh(m3/t)Wc(m3/t)q1(m3/t)煤层厚度(m)hi(m)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)5-31.561114.781.650.806.8872.783416.661.660.457.88101.044317.251.790.382.57122.646116.552.230.182.86132.808216.831.950.050.8872.78239.161.660.587.76101.043210.701.790.432.55122.645013.572.230.254.80132.807115.991.950.174.28101.0496.101.790.811.30122.642710.182.230.453.40132.804813.271.950.262.9615-11.627817.771.820.060.56122.64185.602.230.635.39132.80399.821.950.398.2615-11.626916.701.820.173.9415-21.167618.782.110.101.86132.80215.991.950.632.7015-11.625113.861.820.282.0715-21.165816.902.110.191.23161.367117.081.820.161.26171.177822.002.100.090.798.068.067.55邻近层1.791.501.562.961.791.65开 采 层316.332.642.232.230.00101.04122.645-31.5672.7819.6710.8810.200.0019.452.6620.9818.2319.452.381.5919.398.222.382.783.851.6615.141.70工作面q采37.4035.06W0i/Whi(m3/t)Wci(m3/t)iq2i(m3/t)q2(m3/t)21.07.续 表 煤层厚度m(m)采高M(m)W0/Wh(m3/t)Wc(m3/t)q1(m3/t)煤层厚度(m)hi(m)相对量(m3/t)绝对量(m3/min)15-11.62309.981.820.502.3615-21.163713.692.110.401.92161.365014.351.820.261.58171.175720.022.100.201.5015-21.1678.212.110.832.10161.362010.621.820.622.65171.172716.022.100.512.97211.056715.861.270.160.88161.36134.031.820.822.13171.17207.852.100.623.59211.056113.321.270.181.96171.1772.982.100.840.64211.054710.921.270.302.2423-11.087419.451.470.162.28211.05417.651.270.382.1723-11.086816.341.470.162.2029-11.138316.751.390.050.7423-11.082713.721.470.445.5529-11.134315.911.390.385.94331.497616.061.410.091.8729-11.13159.871.390.786.92331.494914.611.410.264.7429-11.131.502.171.390.95331.49492.171.410.260.260.261.211.13331.491.501.611.410.240.240.22邻近层开 采 层工作面 q采W0i/Whi(m3/t)Wci(m3/t)iq2i(m3/t)q2(m3/t)132.802.802.221.950.327.367.681.953.698.5912.2815-12.802.804.9915-21.161.502.112.110.007.697.691.820.005.165.16161.361.501.82171.171.502.102.100.005.115.111.274.2213.3617.57211.051.504.7423-11.081.507.691.477.5511.6519.2018.004.7916.477.214.847.2011.52.q2daf000.0004(V)0.160.026W Vdaf煤中挥发分含量，%；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t。矿井各煤层掘进时掘进工作面煤壁瓦斯涌出强度 q0和掘进煤壁瓦斯涌出量 q3见表 2-7。(2)掘进巷道落煤的瓦斯涌出量 q40cS(WW)式中 S掘进巷道断面积，m2；v巷道平均掘进速度，m/min；煤的密度，t/m3；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。根据以上公式参数计算，考虑在 3 号煤层开采后，自上而下进行 5-3号等煤层开采时受其上部邻近层采动影响瓦斯排放等因素（即考虑上邻近层采动影响对掘进煤层的瓦斯排放率i），深部各煤层掘进时掘进工作面落煤瓦斯涌出量 q4及单个掘进工作面瓦斯涌出量见表 2-7。3.生产采区瓦斯涌出量 采区瓦斯涌出量由下式计算：qqq区nn回ii掘ii=1i=10KA1440A 式中 q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K 已采采空区瓦斯涌出系数，取 K 1.251.45；q回 i第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t（见表 2-6）；Ai第 i 个回采工作面的日产量，1350t；.表2-7 各煤层单个掘进工作面瓦斯涌出量计算表 煤层m0(m)DvW0(m3/t)Vdaf(%)iq0(m3/m2.min)L(m)q3(m3/min)S(m2)(t/m3)WC(m3/t)q4(m3/min)q掘(m3/min)32.384.760.00915.1422.80.000.14515005.0612.601.451.702.217.275-31.563.120.00914.7823.60.800.02915000.6712.601.501.650.451.1272.785.560.00916.6622.90.580.06715002.7512.601.451.661.043.78101.042.080.00917.2524.360.810.03415000.5212.601.551.790.521.03122.645.280.00916.5527.650.630.07415002.8712.601.402.230.843.72132.805.600.00916.8325.360.630.06815002.7812.601.401.950.873.6515-11.623.240.00917.7724.650.500.09315002.2112.601.451.821.313.5315-21.162.320.00918.7826.630.830.03715000.6312.601.402.110.451.08161.362.720.00917.0824.650.820.03215000.6412.601.401.820.441.08171.172.340.00922.0028.320.840.04415000.7612.601.452.100.521.28211.052.100.00915.8618.650.380.07615001.1812.601.551.271.592.7723-11.082.160.00919.4521.640.440.09815001.5612.601.551.471.773.3329-11.132.260.00916.7520.670.780.03215000.5312.601.501.390.571.10331.492.980.00916.0621.720.260.10815002.3612.601.551.411.914.26 q掘 i第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min（见表 2-7）；A0矿井平均日产量，1500t。矿井设计以1 个采区1个综采工作面、4 个综掘工作面达产。取K1.25计算深部各煤层开采时生产采区瓦斯涌出量见表 2-8。4.区域预抽前矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出主要来源于采煤、掘进和采空区三大部分，采空区瓦斯涌出包括采、掘涌出以外的老塘及其它涌出量。矿井设计以 1 个采区达产。qqnn井区ii0ii 1i 1KA/A 式中 q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区 i第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第 i 个生产采区平均日产量，t；K 已采区采空区瓦斯涌出系数，取 1.25。深部各煤层开采时矿井相对瓦斯涌出量计算详见表 2-9。.表2-8 各煤层开采时采区瓦斯涌出量 煤层Kq回i(m3/t)Ai(t)q掘i (m3/min)A0(t)q区(m3/t)31.2537.4013507.27150076.975-31.2520.9813501.12150028.9871.2510.8813503.78150030.38101.2519.4513501.03150026.83121.258.0613503.72150026.92131.257.6813503.65150026.1615-11.2512.2813503.53150030.7615-21.257.6913501.08150013.84161.255.1613501.08150010.99171.255.1113501.28150011.89211.2517.5713502.77150033.0623-11.2519.2013503.33150037.5829-11.251.2113501.1015006.64331.250.2413504.26150020.72 表2-9 各煤层开采时矿井瓦斯涌出量 煤层Kq区i(m3/t)Ai(t)A0i(t)q井(m3/t)q井(m3/min)31.2576.971500150096.21100.225-31.2528.981500150036.2337.7371.2530.381500150037.9839.56101.2526.831500150033.5434.93121.2526.921500150033.6535.05131.2526.161500150032.7034.0615-11.2530.761500150038.4540.0515-21.2513.841500150017.3018.02161.2510.991500150013.7414.31171.2511.891500150014.8615.48211.2533.061500150041.3343.0523-11.2537.581500150046.9848.9329-11.256.64150015008.308.65331.2520.721500150025.9026.98.5.矿井瓦斯治理方法选择 根据前述计算结果，未抽采时深部在开采 3 号煤层时回采工作面绝对瓦斯涌出量最大 35.06m3/min、相对瓦斯涌出量为 37.40m3/t；同期矿井绝对瓦斯涌出量最大 100.22m3/min、矿井相对瓦斯涌出量为 96.21m3/t。另根据矿井突出危险性鉴定报告，所鉴定煤层均为突出煤层。因此，矿井单纯依靠风排根本不能解决治理瓦斯，必须坚持“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡”的原则进行抽排。同时由于矿井为煤层群开采