息烽永靖镇火烧井煤矿二采区设计修.docx

息烽永靖镇火烧井煤矿

二采区方案设计

说　明　书

设计
二零一二年四月

息烽永靖镇火烧井煤矿

二采区方案设计

说　明　书

工程规模：9万吨/年
总 经 理：
总工程师：
项目负责人：

设计
二零一二年四月
附图：
1、井上、下对照图（1:2000）
2、矿井开拓、采区巷道布置及机械设备配备平面图（1:2000）
3、矿井开拓及采区巷道布置剖面图（1:2000）
4、矿井开拓及采区巷道布置立面图（1:2000）
5、矿井避灾线路图（1:2000）
6、通风容易时期通风系统及系统网络图（示意）
7、工业场地平面布置图（1:500）
8、通讯系统、压风系统及防尘管路布置图（示意）
9、井下运输系统图（示意）
10、地面供电系统图（示意）
11、井下供电系统图（示意）
12、采掘工程平面图（1:2000）

目 录
第一章 矿井生产建设概况
一、基本情况
二、水文及地质构造
三、矿井开拓开采情况
第二章 采区设计概况
一、 采区位置
二、 采区边界及面积
三、 开采范围
四、 邻区采掘情况
五、 采区设计的依据
第三章 采区地质特征
一、 地质构造及煤层特征
二、 储量
三、 瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向、冲击地压及地温
四、矿井水文地质特征
第四章、采区开采
第一节 采区储量、采煤方法及采区参数
一、采区储量
第二节 采区设计生产能力及服务年限
一、工作制度
二、采区设计生产能力的确定
四、采区服务年限
第三节 采区开拓
一、开拓方案
二、车场、大巷及硐室
第四节 采区布置及装备
一、采煤方法
二、采区巷道布置
第五节 、采区生产系统
一、 通风系统
二、 运煤系统
三、 辅助运输系统
三、 排水系统
四、 压风与自救系统
五、矿井安全检测监控系统：
六、 人员定位系统：
七、 防尘供水系统：
八、 矿井通信系统：
九、 防灭火系统：
十、 矿井供电系统：
第五章、瓦斯抽放
一、瓦斯抽放方法
二、钻场布置、钻孔参数确定
三、封孔方式、材料及工艺
四、设备选型
五、抽放瓦斯效果预计
六、抽放管路及抽放设备
第六章 灾害的预防和处理措施
第一节、灾害预防
一、瓦斯防治方案
二、煤与瓦斯突出防治
三、防治水灾方案
四、预防顶底板灾害方案
五、防尘方案
六、防止煤层自燃方案
七、运输事故的防治措施
八、火灾防治方案
九、地质灾害防治
十、救护方案
第二节 采区主要安全措施
一、安全措施
二、抢救事故措施
三、灾害预防和处理
第七章 经济技术指标
一、采区经济技术指标表
第一章 矿井生产建设概况
一、基本情况
永靖镇火烧井煤矿位于息烽县永靖镇境内，行政区划隶属于息烽县永靖镇管辖。设计生产能力9万吨/年。开采深度：+1250m～+650m，面积为0.848km2，矿井保有资源量为328.5万吨，可采储量64.7万吨。
2008年11月获得采矿许可证（证号5200000821034），2004年6月获得矿长资格证号（编号200406207），2010年4月获得矿长安全资格证号（编号10252010100033），2003年10月获得工商营业执照（证号5200002930739），2011年6月30日，2011年10月15日获得安全生产许可证（编号：(黔）MK安许证字[0540]，。2011年11月11日获得煤炭生产许可证，证号X204107005。
2009、2010、2011年鉴定均为低瓦斯等级矿井。2009年12月经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对其开采范围内的K4煤层进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定：开采标高+1058以上的K4煤层无突出危险性。火烧井煤矿K4煤尘无爆炸性，2008年8月经煤炭科学研究总院重庆研究院进行煤自燃倾向性K4煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。
二、水文及地质构造

矿山大地构造位于扬子准地台黔北台隆区。矿区位于息烽向斜东
冀，次级褶皱不发育。矿区地层总体呈一单斜构造，走向北东、倾向
北西，倾角54—62°，平均约58°，矿区断裂构造不发育，无区域
性断层通过。地质构造条件属简单类型。矿井涌水量最小30m³/h，雨
季最大为60m³/h。
可采煤两层，即K3、K4煤层，煤层厚度分别为1.10m、1.35m。
现开采煤层为K4煤层。
三、矿井开拓开采情况
矿井已建成三条井筒，分别为主斜井、副平硐和回风平硐。主斜井采用皮带运输，作运煤用。副平硐采用电机车运输，主要运料、排矸、进风、铺设电缆等。回风平硐采用砌碹、锚网喷支护，主要作矿井回风。开拓方式为平硐斜井联合开拓。
1、采掘系统布置：矿井安排一采两掘，2401回采工作面采用柔性掩护式支架配DW06-300/100型单体液压支柱支护。掘进工作面为2402运输巷和2402回风巷。
2、通风系统：矿井采用中央并列通风，通风方法为抽出式，主扇风机型号为FBCDZ-6-NO×2，功率55kw×2，一台工作一台备用。掘进工作面采用局扇（型号FBDN05/2×11）供风。
3、运输：矿井主斜井选用DTC80/30/90型皮带运输，带宽宽0.8米，带速1.6m/s，最大静张力21KN，功率90KW。最大运输距离400m，运输量300t/h。运输下山选用JTPB-1.2×1.0型提升机，单滚筒，直径1.2米，滚筒宽1.0米，最减速比31.5，最大静张力30KN，功率55KW。
4、排水系统：矿井选取D155-30×5型水泵四台，水泵流量Q=155m³/h，扬程150m，功率110kw，选择两趟D245×10焊接钢管，每趟长度L=370m，一趟工作，一趟备用。
5、压风与自救系统：地面安设有三台空气压缩机，型号分别为MLGF-21/7G,电机功率132KW;LG132-24/8,电机功率132KW;BJB-13/8,电机功率75KW。一台工作，二台备用。压风主管为D108×4.5无缝钢管，压风支管为D76×4无缝钢管。 采煤工作面运输巷、回风巷,掘进工作面都设置有压风自救站；在井底车场设有一个避难硐室，硐室内设有饮用水管、压风自救袋、桶装饮用水、电话、自救器，设置齐全。
6、矿井安全检测监控系统：矿井安装了KJ101N型煤矿综合监测监控系统，有主机2台（一用一备），双回路供电。对矿井的瓦斯、风速、负压、CO、温度、水仓水位、设备开停、主要通风机开关、局部通风机开关、通风机总负压等环境和生产系统参数进行了集中监测，并能发出声光报警信号。
7、人员定位系统：安装有KJ378型人员定位系统和DS-8116HS-S型视频监控系统。入井人员随身携带识别卡。
8、防尘供水系统：地面有+1188m标高一个防尘、消防水池300m³，还有备用防尘、消防水池150m³一个及150m³生活水池各一座，矿井供水主管选用DN75无缝钢管，供水支管选用DN50无缝钢管。每隔50m安有一组支管及阀门，连接喷雾器和洒水软管。
9、矿井通信系统：煤矿调度室电信对外有线电话[phone]）、10兆光纤互联网网络。建成以煤矿调度室为中心，井下各作业点、地面重要场所、井下各硐室、各车场通信网络。
10、防灭火系统：地面水池的设置同上，以静压供水方式向地面及井下供水，符合设计要求。井上下都布置有消防材料库，各机电硐室也配备了相应的灭火器材。对采煤工作面采空区的CO、温度的实时监测，增加了CO、温度监测探头。
11、矿井供电系统： 实现了双回路供电，电压等级均为10KV。一回供电电源引自110kV永靖变电站10kV出线，另一回供电电源引自35kV阳朗变电站10kV出线。煤矿同息烽供电分局签订了供电合同。矿井变电所设置在地面，安装有S11-500/10/0.4型变压器2台供地面，其中一台工作，一台备用。安装有KS9-315/10/0.69型变压器2台供井下动力，其中一台工作，一台备用。安装有KS9-250/10/0.69型变压器2台供局扇“三专”供电，其中一台工作，一台备用。总容量为2130KVA。全矿井上、下为低压交流供电，地面380V和220V、井下660V和127V。

第二章 采区设计概况
一、 采区位置
位于一采区下部，+910 米水平标高往上。南北均以矿井边界为界，边界留20米保护煤柱。上以+1058米标高为界，下以+910米标高为界。
二、 采区边界及面积
上以+1058米标高为界，下以+910米标高为界。南北走向长1.45Km，东西倾斜宽187m，0.27K㎡。采区间留20m安全保护煤柱。
三、 开采范围
上以+1058米标高为界，下以+910米标高为界。南北走向长1.45Km，东西倾斜宽187m，0.27K㎡。开采煤层为K3、K4煤层。煤层埋深210米左右。
四、 邻区采掘情况
采区上部+1058m标高往上为一采区，下部+910m 标高往下为三采区，三采区尚未开采，一采区现1401回采工作面已回采结束，进入1402采煤工作面初采、准备1302采煤工作面的运回风巷。
五、 采区设计的依据
1、息烽县永靖镇火烧井煤矿《开采设计方案（变更）说明书》2010年版。
2、息烽县永靖镇火烧井煤矿《安全专篇》2010年版。
3、2010、2011年瓦斯等级鉴定相关批复文件。
4、息烽永靖镇火烧井煤矿生产实际情况。
六、 二采区首采工作面的变更
一采区K3煤层储藏复杂、断层多、构造多，故二采区首采面设计为K4煤层以先2401后2402再2302至2301为顺序开采。
第三章 采区地质特征
一、地质构造及煤层特征
矿区内出露的地层有二叠系上统龙潭组（P3L），长兴、大隆组（P3c+d），峨眉山组玄武岩（P3β）及第四系。现对其由新至老分述如下：
1、地层
⑴ 第四系（Q）
由残积、坡积、冲击形成的砂、砾及亚粘土组成，零星分布于区内缓坡地带，厚度0～3m。
⑵ 二叠系上统长兴、大隆组（P3c+d）
中下部为深灰色厚层状、块状含燧石结核灰岩、微泥晶灰岩夹少量巾厚层状粉砂岩，燧石结核具不规则分布，其底部较多。上部为微-泥晶灰岩夹少量含燧孑彳结核灰岩。与下伏龙潭组成呈整合接触。
⑶ 二叠系卜统龙潭组（P3l）
为本区含煤岩系。下部为灰一深灰色页岩、粉砂岩夹泥晶灰岩；
中部为灰色中厚层状粉砂岩、粘土岩夹黑色炭质页岩，夹3-8层煤层，其中稳定可采煤层仅两层（即K3、K4）；上部为灰色页岩、粘土岩夹粉砂岩。厚度183-375m。平均约245m。
⑷ 二叠系上统峨眉山组玄武岩（P3β）
灰色厚层块状凝灰质玄武岩、玄武岩、凝灰岩夹粉砂岩。与下伏茅口组地层呈平行不整合接触。厚度>150m。
2、构造：
矿山大地构造位于扬子准地台黔北台隆区。矿区位于息烽向斜东冀，次级褶皱不发育。矿区地层总体呈一单斜构造，走向北东、倾向北西，倾角54—62°，平均约58°，矿区断裂构造不发育，无区域性断层通过。地质构造条件属简单类型。
3、煤层
根据中国建筑材料工业地质勘查中心贵州省总队2008年10月提交的《贵州省息烽县火烧井煤矿生产地质报告》。
⑴ 含煤岩系特征
含煤地层二叠系上统龙潭组（附）为一套以海陆交互相的沉积岩系，岩性以细碎屑岩类为主，间夹煤层，为本区含煤地层。总厚度平均约245m左右，含煤层、煤线3-8层，总厚65米，含煤系数11.16％，龙潭组含可采煤两层，即K3、K4煤层，煤层厚度分别为1.10m、1.35m。可采系数1.00%。
⑵ 煤层特征
区内含煤地层为龙潭组，厚度平均约245m。该组地层含煤3-8层，其中含稳定可采煤层两层，即K3、K4煤层。煤层产状较稳定。倾向299°左右，平均倾角58°。其煤层特征如下：
K3煤层：位于龙潭组中部，下距K4煤层顶界约68m，煤层厚1.35～1.60m，平均厚约1.47m，层位和厚度稳定，结构单一，局部含一层夹矸。该矿K3煤层尚未开采，参考邻近的安黔煤矿相关资料：水份（Mad）2.17％、灰份（Ad）22.16％、挥发份（Vad）9.46％、硫份（st.d）2.57％、发热量（Qnet.d）25.68MJ／kg，为中灰、中～中高硫、中高热值无烟煤。开采后大部分为粉煤，小部分为块煤。煤层顶板为粘土岩、粉砂岩、底板为粘土岩。
K4煤层：位于龙潭组中部，下距峨眉山组玄武岩顶界约115m，煤层厚1.17～1.53m，平均厚约1.35m，层位和厚度较稳定，含夹矸一层，其成分为泥岩。K4煤层水份（Mad）2.33％、灰份（Ad）18.5％、挥发份（Vad）12.2％、硫份（st.d）2.4％、发热量（Qnet.d）24 .66MJ/kg，为中灰、中～中高硫、中高热值无烟煤。开采后大部分为粉煤，小部分为块煤。煤层直接顶板为泥质粉砂岩及粘土岩、底板为粘土岩。
煤层特征表
含煤
地层
煤层
编号
煤层间距
(m)
煤层厚度(m)
煤层
结构
平均倾角
(º)
容重
(t/m3)
顶、底板岩性
最小
最大
平均
顶板
底板
龙潭组
K3
68
1.35
1.60
1.47
简单
58
1.45
粘土岩
粉砂岩
粘土岩
K4
1.17
1.53
1.35
简单
58
1.45
泥质粉砂岩及粘土岩
粘土岩
⑶ 物理性质
矿区内煤层特征大体相似，肉眼观察，煤岩为黑色，呈玻璃、油脂光泽，性脆，多为阶梯状及参差状断口，次为贝壳状及平整状断口。煤层条带状、粒状、块状结构，中夹透镜状、浸染状、分散鲕粒状黄铁矿。节理较发育，节理中常充填有钙质薄膜。
煤岩有机组分以镜质组为主，次为隋质组；无机组分以粘土矿物为主，次为少量黄铁矿、方解石及石英。煤的变质程度属烟--无烟煤Ⅵ一VII段。
据外围勘探资料：各煤层的各种元素含量均较低，达不到工业要求，其中磷（P）在原煤及精煤中的含量均低，均小于0.01％，属特低磷煤。K3、K4煤层的比重均为1.45t/m3。
⑷ 化学组分及主要工艺性能
煤质特征分析表
煤层
编号
水份
（Wf）
灰 份
（Ad）
挥发份
（Vdaf）
硫分（St,d）
（％）
发热量（Qnet,ar）
MJ／kg
煤种
K3
2.17
22.16
9.46
2.57
25.68
无烟煤
K4
2.33
18.5
12.2
2.4
24.66
无烟煤
备注
K3煤层由邻近安黔煤矿提供
⑸ 煤质评述
据上述主要指标，煤质的煤化程度属无烟煤Ⅵ一Ⅶ阶段。对照《煤炭质量分级》（GB/T 15224.1～3—2004）标准，矿区K3煤层为中灰、中高硫，高热值无烟煤，K4煤层为中灰、中高硫，中热值无烟煤。
⑹ 煤的工业用途
据邻近矿区资料，煤层可选性能较好，经洗选后可作为动力用煤或民用煤。
二、储量
根据《贵州省火烧井煤矿生产地质报告》准采标高+1250-+650保有资源量（122b+333+334?）328.5万吨。其中（122b）13.5万吨、（333）124万吨、（334？）191万吨。
三、 瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向、冲击地压及地温
1、 瓦斯
1）基础资料
根据贵州省能源局局文件（黔能源发〔2010〕835号）对贵阳市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；贵州省能源局局文件（黔能源发〔2011〕832号）对贵阳市煤矿2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，火烧井煤矿2010年～2011年瓦斯等级鉴定结果。
2010～2011年瓦斯等级鉴定结果表
矿井名称
鉴定年度
绝对涌出量（m3/min）
相对涌出量（m3/t）
矿井瓦斯等级
CH4
CO2
CH4
CO2
火烧井
煤矿
2010
0.87
0.15
6.27
1.08
低瓦斯矿井
2011
1.97
0.65
8.87
2.93
低瓦斯矿井
2）瓦斯涌出量预测
本矿瓦斯涌出量预测采用《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）中的分源预测法进行预测。
矿井瓦斯涌出
生产采区瓦斯涌出
已采采区采空区瓦斯涌出

回采工作面瓦斯涌出
工作面采空区瓦斯涌出
掘进工作面瓦斯涌出
其它
开采层(包括围岩)瓦斯涌出
临近层瓦斯涌出
煤壁瓦斯涌出
落煤瓦斯涌出

A、当K4煤层开采到+650标高时
⑴ 回采工作面瓦斯涌出量预测
q采=q1+q2
式中：q采— 回采工作面瓦斯涌出量，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；
q1=K1·K2·K3·（m/M）·(W0－WC)
=1.3×1.05×0.82×（1.35/1.35）×（11.32-4.0）
=8.19 m3/t
式中：q1 —薄及中厚煤层不分层开采时，开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
K1 —围岩瓦斯涌出系数；K1 值选取范围为1.1～1.3；本矿取1.3；
K2 — 工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，K2=1/0.95=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，参照附录D计算，计算过程附后；
m — 开采层厚度，1.35m；
M — 工作面采高，1.35m；
W0— 煤层原始瓦斯含量，m3/t，计算过程附后：
Wc— 运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，参照附录C 选取，取4.0。
① K3 计算：
K3=(L－2h)/L=（130-2×12.0）/130=0.82；
式中：L ——工作面长度，m；
h ——掘进巷道预排等值宽度，如无实测值可按表D.1 取值，取12.0m；
② W0计算：
W0=Wx+Wy
Wx = ==4.27
Wy = =（10.2+0.05×0.567）/1.45=7.05
式中:a—吸附常数，吸附性较差，取15 m3/t；
b—吸附常数，吸附性较差，取1.0Mpa；
P—瓦斯压力，Mpa；

P0—瓦斯风化带的瓦斯压力，一般可取P0=0.196MPa；
PM—瓦斯压力梯度，MPa/m；

H—垂深，1250-650=600m；
H0—瓦斯风化带的垂深，30m；
P1—实测瓦斯压力，根据K4煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，在+1058标高时P1=0.3MPa；
H1—测瓦斯压力P1地点的垂深，1250-1058=192m；
Wf—煤的水分，为2.33%；
Af—煤的灰分，为18.5%；
fn—煤的空隙率，取5.0%；
γ—煤的容重，为1.45 t/m³；
因此W0=Wx+Wy=4.27+7.05=11.32 m3/t。
⑵ 邻近层瓦斯涌出量
q2=
=
=（11.32-4.0）×(1.47/1.35)×0.18
=1.43 m3/t
式中：q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
mi —第i个邻近层煤层厚度，m；
M —工作面采高，m；
Ki —第i个邻近层瓦斯排放率，%，如无实测值可参照附录D 1选取，Ki取18%；
W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；
Wci——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。
综合以上计算，q采= q1+q2=8.19+1.43=9.62m3/t。
⑶掘进工作面瓦斯涌出量预测
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 — 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。
① q3计算
q3=D·v·q0·(2－1)
=2×0.0036×5.04×10-4（2-1）
=0.0032 m3/min
式中：q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，对于薄及中厚煤层，D=2m；
v—巷道平均掘进速度，为0.0036m/min；
L—巷道长度，m；
q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2•min)，按下式进行计算：
q0=0.026[0.0004(Vr)2＋0.16]/W0
=0.026[0.0004(12.2)2＋0.16]/11.32
=5.04×10-4
式中：q0 — 巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3／(m2•min)：
Vr — 煤中挥发分含量，12.2％；
W0 — 煤层原始瓦斯含量，为11.32m3/t。
② q4计算
q4=Ｓ·v·γ·(W0－Wc)
=5.67×0.0036×1.45×（11.32-4.0）
=0.22 m3/min
式中：q4 — 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min：
S — 掘进巷道断面积，取5.67m2；
υ — 巷道平均掘进速度，为0.0042m/min；
γ — 煤的密度，t/m3；
W0 — 煤层原始瓦斯含量，为11.32m3/t；
Wc — 运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可按参照附录C 选取。
综合以上计算，q掘= q3+q4=0.0032+0.22=0.223m3/min。
⑷生产采区瓦斯涌出量
q 区=K＇(＋1440 )/ A0
=1.25×（9.62×272.7+2×1440×0.223）÷272.7
=14.97m3/t
式中：q区 — 生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t ；
Kˊ — 生产采区内采空区瓦斯涌出系数，参照附录D 选取,取1.2；
q 采i — 第i 个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t ；
Ai — 第i 个回采工作面的日产量，272.7t ；
q 掘i — 第i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
A0— 生产采区平均日产量，t 。
⑸矿井瓦斯涌出量
m3/t
考虑瓦斯不均衡性涌出系数为1.1，即该矿开采到+650标高时瓦斯涌出量为20.58m3/t。
B、当K3煤层开采到+650标高时
⑴ 回采工作面瓦斯涌出量预测
q采=q1+q2
式中：q采— 回采工作面瓦斯涌出量，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；
q1=K1·K2·K3·（m/M）·(W0－WC)
=1.3×1.05×0.82×（1.47/1.47）×（11.13-5.0）
=6.86 m3/t
式中：q1 —薄及中厚煤层不分层开采时，开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
K1 —围岩瓦斯涌出系数；K1 值选取范围为1.1～1.3；本矿取1.3；
K2 — 工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，K2=1/0.95=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，参照附录D计算，计算过程附后；
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，计算过程附后：
Wc— 运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，参照附录C 选取，取5.0。
① K3 计算：
K3=(L－2h)/L=（130-2×12.0）/130=0.82；
式中：L —工作面长度，m；
h —掘进巷道预排等值宽度，如无实测值可按表D.1 取值，取12.0m；
② W0计算：
W0=Wx+Wy
Wx = ==4.08
Wy = =（10.2+0.05×0.567）/1.45=7.05
式中:a—吸附常数，吸附性较差，取15 m3/t；
b—吸附常数，吸附性较差，取1.0Mpa；
P—瓦斯压力，参照K4煤层取0.567Mpa；
Wf—煤的水分，为2.17%；
Af—煤的灰分，为22.16%；
fn—煤的空隙率，取5.0%；
γ—煤的容重，为1.45 t/m³；
因此W0=Wx+Wy=4.08+7.05=11.13 m3/t。
⑵ 邻近层瓦斯涌出量
q2=
=
=（11.32-4.0）×(1.35/1.47)×0.18
=1.21 m3/t
式中：q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
mi —第i个邻近层煤层厚度，m；
M —工作面采高，m；
Ki —第i个邻近层瓦斯排放率，%，如无实测值可参照附录D 1选取，Ki取18%；
W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，11.32m3/t；
Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，4.0m3/t。
综合以上计算，q采= q1+q2=6.86+1.21=8.07m3/t。
⑶掘进工作面瓦斯涌出量预测
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 — 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。
① q3计算
q3=D·v·q0·(2－1)
=2×0.0036×4.57×10-4（2-1）
=0.00289 m3/min
式中：q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，对于薄及中厚煤层，D=2m；
v—巷道平均掘进速度，为0.0036m/min；
L—巷道长度，m；
q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2•min)，按下式进行计算：
q0=0.026[0.0004(Vr)2＋0.16]/W0
=0.026[0.0004(9.46)2＋0.16]/11.13
=4.57×10-4
式中：q0 — 巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3/(m2•min)：
Vr — 煤中挥发分含量，9.46％；
W0 — 煤层原始瓦斯含量，为11.13m3/t。
② q4计算
q4=Ｓ·v·γ·(W0－Wc)
=5.67×0.0036×1.45×（11.13-5.0）
=0.181 m3/min
式中：q4 — 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min：
S — 掘进巷道断面积，取5.67m2；
v — 巷道平均掘进速度，为0.0042m/min；
γ — 煤的密度，t/m3；
W0 — 煤层原始瓦斯含量，m3/t，参照附录C 选取；
Wc — 运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可按参照附录C 选取。
综合以上计算，q掘= q3+q4=0.00289+0.181=0.184m3/min。
⑷生产采区瓦斯涌出量
q 区=K＇(＋1440 )/ A0
=1.25×（8.07×272.7+2×1440×0.184）÷272.7
=12.51m3/t
式中：q区 — 生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t ；
Kˊ — 生产采区内采空区瓦斯涌出系数，参照附录D 选取,取1.2；
q 采i — 第i 个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t ；
Ai — 第i 个回采工作面的日产量，272.7t ；
q 掘i — 第i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
A0— 生产采区平均日产量，t 。
⑸矿井瓦斯涌出量
m3/t
考虑瓦斯不均衡性涌出系数为1.1，即该矿开采到+650标高时瓦斯涌出量为17.204 m3/t。
根据上述计算，矿井开采到+650m标高时瓦斯涌出量为20.58m3/t，根据《矿井瓦斯等级鉴定规范》（AQ1025-2006），矿井为高瓦斯矿井。
3）煤与瓦斯突出及矿井瓦斯等级
2009、2010、2011年鉴定均为低瓦斯等级矿井。2009年12月经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对其开采范围内的K4煤层进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定：开采标高+1058以上的K4煤层无突出危险性。火烧井煤矿K4煤尘无爆炸性，2008年8月经煤炭科学研究总院重庆研究院进行煤自燃倾向性K4煤层自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。
2、冲击地压
根据周边生产矿井和本矿井原生产过程中相关资料，矿井现无冲击地压动力现象，暂按无冲击地压矿井进行设计，但随着开采深度的增加，有可能会出现冲击地压现象，因此，矿井在今后的生产过程中，应加强观察，若发现有冲击地压现象，矿井必须采取相应的防治冲击地压措施。
3、地温
本区地温正常。
4、煤层顶、底板
矿区内煤层顶底板条件较好，顶板多为泥质粉砂岩及粘土岩较稳定，较稳定，但易风化，应加固顶板管理和支护；底板为粘土岩，吸水性较强，局部地段存在泥化和膨胀现象（俗称“底鼓”），在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。
矿区内地下潜水位较高，煤层分布于潜水面以下，地下水以岩溶裂隙水为主，基岩裂隙水次之，补给来源以大气降水为土，次为小型溪沟水及老窑积水。老窑积水是矿井充水的主要因素，对矿井浅部开采影响最大，应充分重视与避免水害。
五、矿井水文地质特征
1、岩层岩性及水文地质特征
矿区内出露地层有二叠系上统峨眉山组，龙潭组，长兴、大隆组。其水文地质特征分述如下：
⑴ 二叠系上统峨眉山组玄武岩（P3β）：岩性为灰色厚层块状凝灰质玄武岩、玄武岩、凝灰岩夹粉砂岩，含基岩裂隙水。含水性弱。
⑵ 二叠系上统龙潭组（P31）：为区内主要含煤岩系。岩性为由粘土岩、粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩和煤层交互组成。本组地层总厚度平均约245m。含碎屑岩裂隙水。地下径流模数0.167～1.14L／s.km2，为相对隔水层。
⑶ 二叠系上统长兴、大隆组（P3c+d）：中下部为深灰色厚层块状含燧石结核灰岩、微泥晶灰岩夹少量中厚层粉砂岩，燧石结核具不规则分布，其底部较多：上部为微一泥晶灰岩夹少量含燧石结核灰岩。为岩溶裂隙含水层，富水性一般。
⑷ 第四系（Q）：由残坡积、冲积的砂砾、粘土及亚粘土等组成，厚0.3m左右。富水性弱，表现为季节性含（透）水。
2、地下水类型
地下水类型有松散岩类孔隙水、碳酸盐岩类岩溶水和基岩裂隙水，其特征如下：
⑴ 松散岩类孔隙水
赋存于第四系残坡积物中。由于第四系厚度薄，一般不超过3m，矿区内未发现井、泉水点。
⑵ 碳酸盐岩类岩溶水
长兴组岩溶裂隙发育，为岩溶裂隙水及岩溶管道水，含水性好。
⑶ 基岩裂隙水
上二叠统峨眉山组玄武岩、龙潭组在地表浅部强风化带，由于风化节理裂隙发育，地下水赋存于节理裂隙中；而在强风化带下部基岩中；含水岩组由含水层（细、粉砂岩）与隔水层（粘土岩及粉砂质泥岩）相间组成，形成井泉出露较多，但流量较小。地下水的补给主要来源于大气降水。
3、地层含、隔水性
矿区构造总体为一单斜构造，地层总体倾向299°，倾角为54°～62°，平均为58°。矿区主要含水层为长兴组灰岩岩溶含水层，其补给的面积不大，径流的途径较长，主要靠岩溶漏斗、落水洞及溶隙等补给。
区内主要隔水层为峨眉山组玄武岩、龙潭组中的泥质粉砂岩、粘土岩及煤层。
4、矿井充水因素分析
据区域水文地质特征分析，矿井充水因素主要存以下几个方面：顶板裂隙水、岩溶水和老窑水。
⑴ 大气降水：大气降水是矿床充水的主要因素。一般沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大。
⑵ 顶板裂隙水：主要是矿井采掘活动中，从顶板裂隙进入矿井的水。大气降水、地表水是矿床充水的主要因素，一般沿基岩裂隙渗入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大。
⑶ 老窑水：在煤层露头带上分布有一定的废弃煤窑，主要是在浅部开采K3、K4煤层时遗留，易产生积水。在巷道掘进过程中容易发生老窑透水、突水现象。在靠近老窑采空区时，更应加强防水工作，确保生产安全。
通过多年来矿山生产及本次工作实地调查情况，对矿区地质条件有如下变化：区内老窑中均有积水，据走访调查知：积水量一般数十吨至数百吨不等，由于老窑采深多在煤层露头下斜深50m以内浅地带，开采时应避免在这一地带布置采区，以防止小窑突水造成灾害。
⑷ 地表水：矿区无地表水系矿区内的冲沟仅为季节性溪沟，仅在雨季时有水，溪沟水对矿井冲水基本无影响。
5、矿井涌水量
根据矿山开采过程中的实际测量，矿井涌水量较大，根据生产实践调查，矿井正常涌水量10m3/h，最大涌水量30m3/h，对矿床开采有一定的影响。
矿井涌水量预算：本矿及邻近煤矿无相关资料，矿井涌水量预算采用以下比拟法，其预算公式：
① 计算公式：Q=Q1[S（F÷F1）0.5÷S1]0.5
式中：Q——预测矿井未来涌水量（m3/d）；
S——未来开采区地下水水位降深（m）；
F——未来开采矿区面积（km2）；
Q1——已知矿井实测涌水量（m3/d）；
S1——已采矿井地下水水位降深（m）；
F1——已知矿井采区面积（km2）。
② 计算参数的确定
A、已知矿井涌水量（Q1）：最大流量720m3/d，正常流量360m3/d。
B、已知矿井开采区面积（F1）：其开采区面积0.16km2。
C、已采矿井地下水水位（S1）：根据地形、水系及已采K4煤层底板（+900m）等情况，估测采矿前地下水位标高为+1115m，与现在巷道最低标高之差，取经验数据约为215m。
D、未来开采区面积（F）：矿区开采限于矿界范围内，面积为0.86km2。
E、未来矿井地下水水位降深（S）：根据地形、水系及K4煤层最低采矿标高（+650m）等情况，估测采矿前地下水位标高为+1115m，与未来巷道最低标高之差，取经验数据约为465m。
③ 计算结果：
比拟法涌水量计算结果表
计算公式
Q=Q1[S（F÷F1）0.5÷S1]0.5
取值
计
算
参
数
S
未来开采区地下水水位降深
465 m
F
未来开采区面积
0.86km2
Q1
已采矿井实测涌水量
720 m3/d (最大)
360 m3/d (平均)
S1
已采矿井地下水水位降深
215 m
F1
已采矿井采区面积
0.16 km2
计算结果
Q最大=1612m3/d
Q正常=806m3/d
在采区的开采过程中，根据此公式可对涌水量进行粗略的估算。为了更好准确的估算涌水量，需在今后的工作中做好井下涌水量记录。观察涌水量的变化情况。根据涌水量记录情况，修改涌水量的估算公式。

第四章、采区开采
第一节 采区储量、采煤方法及采区参数
一、采区储量
采区设计可采储量＝（采区设计资源/储量-区段煤柱损失）×采区回采率
=（61.3-2.07-8.18）×0.8
=40.3（万t）
各类煤柱计算统计表
一、井田边界保护煤柱
序号
煤层编号
面积（m²）
煤层厚度（m）
容重（t/m³）
煤层倾角（°）
资源/储量级别
K值
永久煤柱损失资源量（万t）
备注
1
K3
750
1.47
1.45
58
122b
1
0.30

2
K3
1950
1.47
1.45
58
333
0.8
0.63

3
K4
1050
1.35
1.45
58
122b
1
0.39

4
K4
2250
1.35
1.45
58
333
0.8
0.66

小计：

1.98

主要井巷保护煤柱
序号
煤层编号
面积（m²）
煤层厚度（m）
容重（t/m³）
煤层倾角（°）
资源/储量级别
K值
永久煤柱损失资源量（万t）
备注
1
K3
0
1.47
1.45
58
122b
1
0.00
与地面工业场地煤柱重叠部份不再计算
2
K3
0