2020煤与瓦斯突出煤矿瓦斯抽采达标工艺方案设计

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1、1 矿井瓦斯抽采达标工艺方案设计 编制： 总工： 矿长： 编制日期： 2 目 录 1 井田概况 .3 1.1 交 通 位 置 .3 1.2 井 田 范 围 和 煤 炭 储 量 .3 1.3 矿 井 设 计 生 产 能 力 和 服 务 年 限 .4 1.4 矿井工程地质条件 .4 1.5 矿井通风情况 .7 2 瓦斯抽采设计参数 .7 2.1 煤层瓦斯基本参数 .7 2.2 矿井瓦斯储量 .10 2.3 瓦斯可抽量 .12 2.4 矿井瓦斯涌出量预测 .13 2.5 瓦斯抽采必要性分析 .21 3 瓦斯抽采工艺方案 .25 3.1 瓦斯来源分析 .25 3.2 瓦斯抽采方法选择 .26 3.3

2、矿井瓦斯抽采布置 .28 3.4 钻孔施工设备选型及检测仪器仪表配置 .35 3.5 封孔方式、材料及封孔工艺 .36 3.6 瓦斯抽采效果预计 .36 3.7 矿井瓦斯抽采设计规模及服务年限 .39 4 瓦斯抽采系统选择、计算及设备选型 .39 4.1 抽采管路系统选择与计算 .39 4.2 抽采管路敷设及附属装置 .44 4.3 抽采设备选型 .45 4.4 瓦斯抽采泵房附属装置及设施 .53 5 瓦斯抽采组织管理及安全措施 .55 5.1 组织管理 .55 5.2 安全措施 .55 3 1 井田概况 1.1 交 通 位 置 XX 煤矿位于昭通市镇雄县城西北 345方位，平距约 22km，

3、公路里程 56km，行政区隶属于镇雄县五德镇管辖。矿区有乡村公路至五德镇约 10km，至镇雄县城公路里程 56km，至昭通市 210km，至昆明 633km；北 西至内昆铁路盐津车站 210km；南到威宁 201km；北至四川泸洲长江码头 320km，交通较为方便。 1.2 井 田 范 围 和 煤 炭 储 量 （ 一 ） 井 田 范 围 根据云南省国土资源厅颁发的 XX 煤矿采矿许可证，证号为 C5300002010121120095496，XX 煤矿矿区范围由 11 个拐点坐标圈定，矿 区走向长约 6.70km，倾斜宽约 1.90km，面积为 12.8319km2，设计开采深 度由+1350

4、m 至+750m。XX 煤矿矿区范围拐点坐标见表 1-1-1。 表 1-1-1 整合后 XX 煤矿矿区范围拐点坐标表（ 1980 西安坐标系） 点号 X 坐标 Y 坐标 点号 X 坐标 Y 坐标 矿 1 3047524.12 35472893.23 矿 7 3043988.20 35471101.42 矿 2 3046416.92 35472451.73 矿 8 3041684.79 35468982.21 矿 3 3045832.91 35472093.63 矿 9 3041688.89 35467390.00 矿 4 3045834.21 35471489.92 矿 10 3043073.

5、36 35467393.12 矿 5 3044910.81 35471487.72 矿 11 3047404.42 35471356.32 矿 6 3044911.71 35471076.12 备注 矿区面积：12.8319km 2 开采深度：1350750m （ 二 ） 煤 炭 储 量 4 1、矿井保有资源/储量 整合后 XX 煤矿矿区范围内（ 122b+331+332+333）类保有资源/储量 4659 万 t，其中 122b 类 271 万 t，331 类 761 万 t，332 类 2362 万 t，333 类 1265 万 t。上述资源/储量中，属先期开采第一水平 +1050m 标高

6、以上的 （122b+331+332+333）类资源/储量 2468 万 t：其中 122b 类 231 万 t，331 类 761 万 t，332 类 1064 万 t，333 类 412 万 t。 2、矿井工业资源/储量 经 计 算 ， 矿 井 工 业 资 源 /储 量 为 4406.0 万 t。 1.3 矿 井 设 计 生 产 能 力 和 服 务 年 限 矿井设计可采储量为 2632.09 万 t。按年产 60 万 t 计算，矿井服务年 限年 31.3a，全矿井划分为一个水平，其中一水平（+1050m）以上设计可 采储量 1277.19 万 t，设计服务年限为 15.2a。 1.4 矿井工

7、程地质条件 煤层产于龙潭组及长兴组的软弱坚硬工程地质岩组中。其中砂岩类 岩石一般自然抗压强度 37.476.2MPa，湿抗压强度 31.354.9MPa，属半坚 硬坚硬岩层；泥岩类岩石一般自然抗压强度 3.4527.9MPa，属软弱层。 砂岩类和泥岩类共同组成不等厚互层软硬相间的工程地质岩组，总体不甚 稳固，煤层顶底板多为泥岩软弱层，稳固性差，对矿床开采有直接影响。 煤层顶板的卡以头组为半坚硬坚硬岩组，稳固性较好，对矿床开采影响 不大。矿区内地层岩性组合较复杂，断裂带不发育，层理、节理结构面及 滑坡较发育，风化作用中等，有泥岩软弱层，影响岩体稳固性，局部地段 易发生矿山工程地质问题。 综上所述

8、，矿床工程地质条件为以层状岩类为主的中等类型。 5 1.5 瓦斯、煤与瓦斯突出危险性、煤的自燃及煤尘爆炸性 1、瓦斯、煤与瓦斯突出危险性 （1）瓦斯涌出量预测及瓦斯等级确定 根据勘探报告，勘探期间共采取 C5 煤层瓦斯样 9 件，C 1 煤层瓦斯样 4 件，C 1、 C5 煤层瓦斯测试成果汇总见表 5-4-1。勘探期间未对可采 C6 煤 层取瓦斯样，因此本设计参照位于 XX 煤矿南面相邻的赵院煤矿勘探报告 C6 煤层瓦斯样，瓦斯测试成果汇总见表 1-3-1。 表 1-3-1 可采煤层瓦斯测试成果汇总表 煤层号 钻孔号 采样深度 （ m） 采样煤 层标高 （ m） 煤层可燃基 瓦斯含量 （m 3

9、/tr） 数据来源 101 89.26 +1319.93 3.45 XX 煤矿勘探报告 202 710.85 +1047.75 6.14 XX 煤矿勘探报告 302 657.91 +1052.57 2.17 XX 煤矿勘探报告 C1 402 789.47 +1007.16 0.11 XX 煤矿勘探报告 102 821.75 +890.73 9.27 XX 煤矿勘探报告 101 128.65 +1280.54 3.01 XX 煤矿勘探报告 201 112.05 +1309.65 4.27 XX 煤矿勘探报告 301 141.06 +1247.30 4.37 XX 煤矿勘探报告 202 751.2

10、8 +1007.32 12.66 XX 煤矿勘探报告 203 525.21 +1123.92 0.65 XX 煤矿勘探报告 402 832.77 +963.86 0.19 XX 煤矿勘探报告 601 569.07 +1124.59 6.15 XX 煤矿勘探报告 C5 302 694.74 +1015.74 8.60 XX 煤矿勘探报告 ZK301 546.15 +1245.05 4.89 赵院煤矿勘探报告C 6 ZK302 653.10 +1181.7 1.89 赵院煤矿勘探报告 设计根据 AQ1018-2006 标准，采用分源法对矿井瓦斯涌出量进行预测 （详见“第二章第四节矿井瓦斯涌出量预测

11、 ”）：矿井开采 C5 煤层时，采煤 6 面最大绝对瓦斯涌出量为 15.62m3/min，掘进面最大绝对瓦斯涌出量为 1.94m3/min；矿井最大相对瓦斯涌出量 28.14m3/t，矿井最大绝对瓦斯涌出 量 35.54m3/min，预测为高瓦斯矿井。 （2）煤与瓦斯突出危险性 根据中国矿业大学 2011 年 8 月所提交的云南省镇雄县 XX 煤矿有 限公司 XX 煤矿煤与瓦斯突出灾害评估报告中初步评估认为 XX 煤矿在 +1050m 标高及以上范围 C1、C 5、C 6 煤层为非煤与瓦斯突出煤层。矿井为 非煤与瓦斯突出矿井。但当矿井在建井期间揭煤时必须委托具有相应资质 的单位对各煤层进行煤与

12、瓦斯突出危险性鉴定，若鉴定为煤与瓦斯突出矿 井，业主尽快委托设计单位进行设计变更，本设计暂按高瓦斯进行设计。 2、煤尘爆炸性 根据勘探报告，在 XX 煤矿生产井采 C5 煤层煤尘爆炸性试验样 1 件， 送重庆煤炭质量监督检验站，重庆地质矿产研究院测试中心（ 原重庆煤 田地质研究所测试中心）鉴定，试验鉴定结果为无煤尘爆炸性危险。 且根据 XX 煤矿生产井 2005 年 7 月 1 日委托煤炭科学研究总院重庆 分院对 C5 煤层鉴定结果，火焰长度为 0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为 0，无煤尘爆炸性危险。 XX 煤 矿 按 煤 尘 无 爆 炸 性 危 险 进 行 设 计 ， 建 议 业 主 补 做

13、 C1、 C6 煤 层 煤尘爆炸性鉴定。 3、煤的自燃倾向性 根据勘探报告，在 XX 煤矿生产井采 C5 煤层煤自燃倾向试验样 1 件， 送重庆煤炭质量监督检验站鉴定，试验鉴定结果为不易自燃。 但根据 XX 煤矿生产井 2005 年 8 月 15 日委托煤炭科学研究总院重庆 7 分院对 C5 煤层鉴定结果，着火温度 T 氧 为 351，T 原 为 392，T 还 为 394，T 为 43，煤的自燃倾向性为二类，属自燃煤层。 故 XX 煤矿按煤的自燃倾向性为二类进行设计，建 议 业 主 补 做 C1、 C6 煤 的自燃倾向性鉴定。 4、地温 本矿区属地温正常区。 1.5 矿井通风情况 一、矿井通

14、风方法及通风方式 1、通风方法 矿井通风方法采用机械抽出式。掘进工作面采用局部通风机送风。 2、通风方式及通风系统 从矿井开采技术条件、开拓方式、采区布置等因素考虑，矿井的通风 方式初期为中央并列式，后期为分区式：一号回风斜井担负一采区生产期 间的回风任务；二号回风斜井担负二、五采区生产期间的回风任务；三号 回风斜井担负三采区生产期间的回风任务；四号回风斜井担负四、六采区 生产期间的回风任务。 二 、 矿 井 供 风 量 根据 XX 煤矿初步设计通风计算，矿井总需风量 102.0m3/s，矿 井 建 成 投 产 时 风 量 分 配 如 下 ： C5 煤层综采工作面配风 24.0m3/s，其接替

15、工作面 配风 12.0 m3/s，工作面运输顺槽炮掘工作面及运输大巷综掘工作面各配风 10.0 m3/s，避难硐室配风 2.0m3/s，其它巷道配风 14.0m3/s。 2 瓦斯抽采设计参数 8 2.1 煤层瓦斯基本参数 一 、 矿井瓦斯参数、矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性 （一）矿井瓦斯参数 根据勘探报告，勘探期间共采取 C5 煤层瓦斯样 9 件，C 1 煤层瓦斯样 4 件，C 1、 C5 煤层瓦斯测试成果汇总见表 2-1-1。勘探期间未对可采 C6 煤 层取瓦斯样，因此本设计参照位于 XX 煤矿南面相邻的赵院煤矿勘探报告 C6 煤层瓦斯样，瓦斯测试成果汇总见表 2-1-2。 表

16、2-1-1 可采煤层瓦斯测试成果汇总表 煤层号 钻孔号 采样深度 （ m） 采样煤 层标高 （ m） 煤层可燃基 瓦斯含量 （m 3/tr） 数据来源 101 89.26 +1319.93 3.45 XX 煤矿勘探报告 202 710.85 +1047.75 6.14 XX 煤矿勘探报告 302 657.91 +1052.57 2.17 XX 煤矿勘探报告 C1 402 789.47 +1007.16 0.11 XX 煤矿勘探报告 102 821.75 +890.73 9.27 XX 煤矿勘探报告 101 128.65 +1280.54 3.01 XX 煤矿勘探报告 201 112.05 +1

17、309.65 4.27 XX 煤矿勘探报告 301 141.06 +1247.30 4.37 XX 煤矿勘探报告 202 751.28 +1007.32 12.66 XX 煤矿勘探报告 203 525.21 +1123.92 0.65 XX 煤矿勘探报告 402 832.77 +963.86 0.19 XX 煤矿勘探报告 601 569.07 +1124.59 6.15 XX 煤矿勘探报告 C5 302 694.74 +1015.74 8.60 XX 煤矿勘探报告 ZK301 546.15 +1245.05 4.89 赵院煤矿勘探报告C 6 ZK302 653.10 +1181.7 1.89

18、赵院煤矿勘探报告 由表 2-1-1 可以看出，C 1、C 5 煤层各瓦斯样可燃基瓦斯含量均相差较 大。根据镇雄矿区实际情况，除 202 孔外，其余钻孔瓦斯样可燃基瓦斯含 9 量普遍偏小，因此本设计 C1、C 5 煤层以 202 孔煤层可燃基瓦斯含量作为瓦 斯抽采设计参数。由于赵院煤矿地处区域牛场向斜南翼西段，XX 煤矿区 位于牛场向斜的北段东南翼，同属一个构造单元，所以 C6 煤层的瓦斯含 量以赵院煤矿勘探报告中两钻孔煤层可燃基瓦斯含量的最大值作为瓦斯抽 采设计参数。矿区可采煤层可燃基瓦斯含量数据综合见表 2-1-2。 表 2-1-2 可采煤层可燃基瓦斯含量汇总表 煤层编 号 煤层平 均厚度

19、（m） 煤层平 均间距 （ m） 原煤灰分 (%) 原煤水份 (%) 原煤挥发分 (%) 煤层可燃基 瓦斯含量 （m 3/tr） C1 0.90 31.43 0.96 11.75 6.14 C5 2.30 47.5 24.55 0.96 10.34 12.66 C6 0.83 6.1 30.31 0.68 10.62 4.89 由于地质报告提供的可采煤层瓦斯含量为可燃基瓦斯含量，应换算成原 煤瓦斯含量，换算结果见表 2-1-3。 表 2-1-3 可采煤层可燃基瓦斯含量换算结果表 煤层编 号 煤层平 均厚度 （m） 煤层平 均间距 （m） 原煤灰分 (%) 原煤水份 (%) 煤层可燃基 瓦斯含量

20、 （m 3/tr） 原煤瓦 斯含量 （m 3/t) C1 0.90 31.43 0.96 6.14 4.15 C5 2.30 47.5 24.55 0.96 12.66 9.43 C6 0.83 6.1 30.31 0.68 4.89 3.37 由于地勘钻孔瓦斯样在取样、运送化验过程中存在瓦斯流失的可能， 因此，瓦斯样分析结果应进行一定的修正。根据重庆煤科院和沈阳煤科院 的统计，地勘钻孔瓦斯样分析结果修正系数一般在 1.22.0 之间。本设计 结合 XX 煤矿的实际情况， C1、C 5 煤层修正系数取 1.4，而 C6 煤层的瓦斯 含量采用位于 XX 煤矿南面相邻的赵院煤矿勘探报告中的原始瓦斯

21、含量， 10 因赵院煤矿勘探报告中钻孔 ZK301 瓦斯样可燃基瓦斯含量为 4.89 m3/tr 比 较小且钻孔采样煤层标高为+1245.05m 高于本设计一水平（+1050m）的标 高，所以 C6 煤层修正系数取 1.8。修正后的原煤瓦斯含量见表 2-1-4。 表 2-1-4 地勘钻孔瓦斯含量修正结果表 煤层编号 采用煤层可燃 基瓦斯含量 （m 3/tr） 采用原煤 瓦斯含量 （ m3/t) 修正系数 修正后煤层可 燃基瓦斯含量 （m 3/tr） 修正后原煤 瓦斯含量 （m 3/t) C1 6.14 4.15 1.4 8.60 5.81 C5 12.66 9.43 1.4 17.72 13.

22、20 C6 4.89 3.37 1.8 8.80 6.07 本矿井由于采样少，所采样品分布不均，给系统瓦斯研究工作带来困 难，采用的瓦斯资料也存在一定局限性，为确保矿井建设、生产安全。矿 井建设期间揭煤时，尽快委托具有资质的单位现场实测煤层瓦斯含量、瓦 斯压力 P、瓦斯放散初速度 p、煤的坚固性系数 f 等基本参数，同时进行 煤与瓦斯突出危险性的鉴定，以便有针对性采取防治瓦斯的措施和指导矿 井生产。 （二）矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性 根据中国矿业大学 2011 年 8 月所提交的云南省镇雄县 XX 煤矿有 限公司 XX 煤矿煤与瓦斯突出灾害评估报告中初步评估认为 XX 煤矿在 +

23、1050m 标高及以上范围 C1、C 5、C 6 煤层为非煤与瓦斯突出煤层。矿井为 非煤与瓦斯突出矿井。但当矿井在建井期间揭煤时必须委托具有相应资质 的单位对各煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，若鉴定为煤与瓦斯突出矿 井，业主尽快委托设计单位进行设计变更，本设计暂按高瓦斯进行设计。 11 2.2 矿井瓦斯储量 瓦斯储量是指井田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层（包括不可 采煤层）及围岩所赋存的瓦斯总量，其 计 算 公 式 如 下 ： W=W1+W2+W3 W1=A1iX1i W2=A2iX2i W3=K(W1+W2) 式 中 ： W矿 井 瓦 斯 储 量 ， Mm3； W1可 采 煤 层 的 瓦

24、 斯 储 量 ， Mm3； W2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； 因矿 井 不 可 采 煤 层 煤 质 特 征 、 瓦 斯 参 数 等 资 料 不 详 ， 设 计 取 W2= 0.2W1。 W3受 采 动 影 响 后 能 够 向 开 采 空 间 排 放 的 围 岩 瓦 斯 储 量 ， Mm3； A1i矿 井 可 采 煤 层 i 的 资 源 量 ， Mt； X1i矿 井 可 采 煤 层 i 的 原 始 瓦 斯 含 量 ， m3/t； A2i受 采 动 影 响 后 能 够 向 开 采 空 间 排 放 的 不 可

25、 采 煤 层 i 的 资 源 量 ， Mt； X2i受 采 动 影 响 后 能 够 向 开 采 空 间 排 放 的 不 可 采 煤 层 i 的 原 始 瓦 斯 含 量 ， m3/t， ； K围 岩 瓦 斯 储 量 系 数 ， 取 0.05 0.20； 经 计 算 ： 矿 井 瓦 斯 储 量 73604.31 万 m3。 12 详 见 ： 矿 井 瓦 斯 储 量 计 算 表 （ 表 2-2-1） 表 2-2-1 矿 井 瓦 斯 储 量 计 算 表 矿 井 可 采 煤 层 的 瓦 斯 储 量 W1 煤层 编号 原煤瓦斯 含量 X1i （m 3/t） 资源量 A1i （万 t） 瓦 斯 储 量 W1

26、 （ 万 m3） 矿 井 不 可 采 煤 层 瓦 斯 储 量 W2（ 万 m3） 围 岩 瓦 斯 储 量 W3 （ 万 m3） 矿 井 瓦 斯 储 量 W （ 万 m3） C1 5.81 350 2033.5 406.7 244.02 2684.22 C5 13.20 3867 51044.4 10208.88 6125.33 67378.61 C6 6.07 442 2682.94 536.588 321.95 3541.48 合计 4659 55760.84 11152.17 6691.30 73604.31 2.3 瓦斯可抽量 矿井可抽瓦斯量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公

27、 式如下： WcW K K=K1K2K3 K1=K4(My-Mc)/My 式 中 ： Wc可 抽 瓦 斯 量 ， Mm3； W矿 井 瓦 斯 储 量 ， Mm3， 参 照 表 2-2-1 选 取 ； K可 抽 系 数 ； K1瓦 斯 涌 出 程 度 系 数 ； K2负 压 抽 采 时 的 抽 采 作 用 系 数 ， 取 1.2； K3矿 井 瓦 斯 抽 采 率 ， %， 取 32.7%； K4开采层瓦 斯 排 放 率 ， %， 取 67.3%； My煤 层 原 始 瓦 斯 含 量 ， m3/t； Mc运 到 地 面 煤 的 残 存 瓦 斯 含 量 ， m3/t； 矿 井 可 抽 瓦 斯 量 见

28、 表 2-2-2。 14 从计算结果看，矿井瓦斯可抽量 14399.11 万 m3。 表 2-2-2 矿井可抽瓦斯量计算表 煤层 编号 负压抽采 时的抽采 作用系数 K2 矿井 瓦斯 抽采 率 K3 开采层 瓦斯排 放率 K4 煤层原 始瓦斯 含量 My(m3/t) 残存瓦 斯含量 Mc(m3/t) 瓦斯涌 出程度 系数 K1 可抽 系数 K 矿井瓦斯 储量 W(Mm3) 可抽 瓦斯量 Wc(Mm3) C1 1.20 0.327 0.673 5.81 3.72 0.24 0.09 2684.22 255.00 C5 1.20 0.327 0.673 13.20 3.04 0.52 0.20 6

29、7378.61 13695.75 C6 1.20 0.327 0.673 6.07 3.16 0.32 0.13 3541.48 448.37 小计 73604.31 14399.11 2.4 矿井瓦斯涌出量预测 根据各可采煤层瓦斯含量、煤层厚度、煤层间距等参数，结合本矿井 开拓开采布置，采掘工作面技术参数（包括工作面长度、采高、推进度等） 等，采用国家安全生产监督管理总局 2006-02-27 发布的矿井瓦斯涌出量 预测方法（AQ1018-2006 ）预测矿井投产时各采掘工作面瓦斯涌出量及 全矿井瓦斯涌出量。 XX 煤矿项目扩建竣工验收时，设计在 C5 煤层布置一个综采工作面， 即为 150

30、1 综采工作面，同时在 C5 煤层布置两个炮掘工作面和布置一个岩 巷综掘工作面投产保证矿井设计 60 万 t/a 的生产能力。 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，m 3/t； q1开采层相对瓦斯涌出量，m 3/t； 15 q2邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t； （1） q1 的计算如下： q1=K1K2K3 （W 0 Wc）M 式中：K 1围岩瓦斯涌出量系数，根据围岩特性，取 1.3； K2工作面丢煤瓦斯涌出量系数，C 1、C 6 煤层取 1.03，C 5 煤 层取 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， 按下式计

31、算： K3=（L2h）/L，其中： L工作面长度， m； h掘进巷道预排等值宽度，m； m开采层厚度，m； M工作面采高，m； W0开采层的原始瓦斯含量，m 3/t；本 矿 井 开 采 煤 层 煤 质 为 高 变 质 的 无 烟 煤 ， 煤 层 残 存 瓦 斯 含 量 按 AQ1018-2006 矿 井 瓦 斯 涌 出 量 预 测 方 法 煤层原 始 瓦 斯 含 量 W0 大 于 10m3/tr， 表 C.1 选 取 ， 煤层原 始 瓦 斯 含 量 W0 小 于 10m3/tr， 纯 煤 残 存 瓦 斯 含 量 按 公 式 计 算 。 并 均 换 算 成 原 煤 瓦 斯 含 量 ， 按 式 ：

32、 0 27.-385.1ceW= Wc= 纯 煤 残 存 瓦 斯 含 量原 煤 水 分 含 量原 煤 灰 分 含 量 10 进行换算。 由于 C5 煤层开采后对 C1、C 6 煤层有卸压释放，因此计算 C1、C 6 煤层 16 瓦斯涌出量时应按卸压后的煤层瓦斯含量计算，以 C1 煤 层 受 采 动 影 响 煤 层 瓦 斯 卸 压 释 放 为 例 ， C1 煤 层 瓦 斯 含 量 为 6.14m3/t.r， 换 算 后 煤 层 原 始 瓦 斯 含 量 为 4.15 m3/t， 修 正 后 煤 层 原 始 瓦 斯 含 量 为 5.81m3/t， 修 正 后 的 带 可 燃 基 瓦 斯 含 量 为

33、8.60m3/t.r， 其 挥 发 份 为 11.75%。 C1 煤 层 为 高 变 质 煤 ， 且 原 始 可 燃 基 瓦 斯 含 量 为 8.60m3/t.r， 小 于 10m3/tr， 按 AQ1018-2006 矿 井 瓦 斯 涌 出 量 预 测 方 法 公 式 计 算 ， 即 ： Wc = =4.49m3/t.r； 27.-85.Wce= -7.20861.35e 将 其 换 算 为 煤 层 原 煤 瓦 斯 含 量 ： Wc= ，C 1 煤层原纯 煤 残 存 瓦 斯 含 量原 煤 水 分 含 量原 煤 灰 分 含 量 1010 煤灰份含量为 31.43%，原煤水分含量为 0.96%。

34、 Wc= =3.04m3/t。103.4.96.4 则：C 1 煤层卸 压 后 的 煤 层 瓦 斯 含 量 ： W0i=Wo-(Wo-Wc ) =5.81-(5.81-3.04)50%=4.42m3/t。i 由于 C5 煤层开采后对 C1、C 6 煤层有卸压释放，因此计算 C1、C 6 煤 层瓦斯涌出量时应按卸压后的煤层瓦斯含量计算，W 0i=W0-（W 0-WC） i，下同。 Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m 3/t。 C5 煤 层 可 燃 基 瓦 斯 含 量 W0 大 于 10m3/tr， 挥 发 份 均 为 10.34%， 取 纯 煤 残 存 可 燃 基 瓦 斯 含 量 为 5m3/t

35、r。 C1、 C6 煤层可 燃 基 瓦 斯 含 量 W0 小 于 10m3/tr， 纯 煤 残 存 瓦 斯 含 量 按 下 式 计 算 ：027.-85.Wce= 将各开采煤层厚度、瓦斯含量等参数代入上述公式，开采层相对瓦斯 17 涌出量计算结果见表 2-4-1。 表 2-4-1 各开采层相对瓦斯涌出量计算结果表 系数开采 煤层 编号 开采 层厚 度 (m) 工作 面采 高 (m) 工作 面平 均长 度(m) 掘进巷 道预排 等值宽 度 (m) 工作 面回 采率 K1 K2 K3 原煤瓦 斯含量 (m3/t) 瓦斯 含量 (m3/t) 残存 瓦斯 含量 (m3/t) 开采层 相对瓦 斯涌出 量

36、(m 3/t) C5 2.30 2.3 150 7.4 0.95 1.3 1.05 0.90 13.20 13.20 3.72 11.66 C1 0.90 0.9 150 7.4 0.97 1.3 1.03 0.90 5.81 4.42 3.04 1.68 C6 0.83 0.8 150 7.4 0.97 1.3 1.03 0.90 6.07 3.78 3.16 0.78 （2）q 2 的计算如下： q2= i 1cioi)W- ni（ Mmi 式中：m i第 i 个邻近层煤层厚度，m； M工作面采高，m； i第 i 个邻近层瓦斯排放率，%； Woi第 i 个邻近层煤层原始瓦斯含量，m 3/t

37、； Wci第 i 个邻近层煤层残存瓦斯含量，m 3/t； 矿井各煤层开采时邻近层相对瓦斯涌出量计算结果见表 2-4-2。 回采工作面瓦斯涌出量计算结果见表 2-4-3。 18 表 2-4-2 各煤层开采时邻近层相对瓦斯涌出量计算结果表 邻近层参数 开采 煤层 编号 邻近层 类型 邻近 层编 号 煤层厚 度 (m) 瓦斯含 量(m 3/t) 残存瓦 斯含量 (m3/t) 受采动影 响瓦斯排 放率 距开采 层距离 (m) 工作 面采 高(m) 邻近层 相对瓦 斯涌 出量 （ m3/t ） 上邻 近层 C1 0.90 5.81 3.04 0.50 47.5 2.3 0.54 下邻 近层 C6 0.8

38、3 6.07 3.16 0.78 6.1 2.3 0.82C5 合计 1.36 C6 0.83 3.80 3.16 0.030 53.6 0.9 0.02 C1 下邻近层 0.02 表 2-4-3 回采工作面瓦斯涌出量计算结果表 开采煤 层编号 开采层相对 瓦斯涌出量 (m3/t) 邻近层相对 瓦斯涌出量 （m 3/t） 工作面相对 瓦斯涌出量 （ m3/t） 设计工作面 日产量 设计工作面绝 对瓦斯涌出量 （m 3/min） C5 11.66 1.36 13.02 1727 15.62 C1 1.68 0.02 1.70 1727 2.03 C6 0.78 0.78 1727 0.93 2、

39、掘进工作面瓦斯涌出量 q 掘 =q3+q4 式中：q 掘 掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/min； q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3/min； q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m 3/min； (1) 掘进煤壁瓦斯涌出量 q3 按下式计算： q3=DVqo（2 1 ）VL0 19 式中：D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m； D=2mo mo开采层厚度； V巷道平均掘进速度，m/min。顺槽（炮掘）掘进速度按月进度 200m 计，V=0.004629m/min ； qo煤壁瓦斯涌出初速度，m 3/（m 2min）； 掘进的煤壁瓦斯涌出量计算结果详见表 2-4-4。 表 2-4-4 掘进工作面煤壁

40、瓦斯涌出量计算结果表 煤层 编号 暴露煤壁 面周边长度 D(m) 巷道掘 进速度 V(m/min) 巷道 长度 L(m) 煤壁瓦斯 涌出强度 q0(m3/min) 挥发分 Vr(%) 煤层原始 瓦斯含量 W0(m3/t) 掘进煤壁 瓦斯涌出量 q3(m3/min) C5 4.60 0.00463 950 0.070 10.34% 13.20 1.34 C1 1.80 0.00463 950 0.033 11.75% 5.81 0.25 C6 1.66 0.00463 950 0.032 10.62% 6.07 0.23 (2) 掘进巷道落煤瓦斯涌出量 q4 按下式计算 qo=0.0260.00

41、04(Vr)2+0.16Wo 式中：V r煤的挥发分，%； Wo煤层原始瓦斯含量，m 3/t； L0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，m ； q4=sV(WoW c) 式中：s 掘进巷道断面积，m 2； 煤的容重，t / m 3； Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量， m3/t； 掘进落煤瓦斯涌出量计算结果见表 2-4-5。 20 表 2-4-5 掘进工作面落煤瓦斯涌出量计算结果表 煤层 煤巷揭 煤面积 S(m2) 单巷巷道 掘进速度 v(m/min) 煤的 容重 r(m3/t) 煤层原始 瓦斯含量 W0(m3/t) 煤层残存 瓦斯含量 Wc(m3/t) 掘进落煤 瓦斯涌出量 q4(m3/

42、min) C5 8.9 0.00463 1.53 13.20 3.72 0.60 C1 6.5 0.00463 1.53 5.81 3.04 0.13 C6 6.5 0.00463 1.53 6.07 3.16 0.13 (3) 掘进工作面瓦斯涌出量 q 掘 =q3+q4 炮掘工作面绝对瓦斯涌出量计算结果见表 2-4-6。 表 2-4-6 掘进工作面绝对瓦斯涌出量计算结果表 煤层 煤壁瓦斯涌出量 q 3(m/min) 落煤瓦斯涌出量 q4(m3/min) 掘进工作面绝对瓦斯涌出量 q 掘 (m3/min) C5 1.34 0.60 1.94 C1 0.25 0.13 0.37 C6 0.23

43、0.13 0.36 3、生产采区瓦斯涌出量 采用下式计算： q 区 = Ao qqKniiini )140( 11=+掘采 式中：q 区 生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t； K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取 1.35； q 采 i第 i 个工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t； Ai第 i 个回采工作面日产量，t； q 掘 i第 i 个工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t； Ao生产采区平均日产量，t； 21 生产采区瓦斯涌出量计算结果见表 2-4-7。 表 2-4-7 生产采区瓦斯涌出量预测表 煤层 编号 采空区瓦 斯涌出系 数 K 回采工作面 相对瓦斯涌出量 qfi(m3/t) 掘进工作面绝

44、对瓦斯涌出量 qji(m3/min) 回采工作面 平均日产量 A0(t) 采区相对 瓦斯涌出量 q 区 (m3/t) 采区绝对 瓦斯涌出量 q 区 (m3/min) C5 1.35 13.02 1.94 1727 20.85 26.32 C1 1.35 1.69 0.37 1727 2.97 3.75 C6 1.35 0.78 0.36 1727 1.77 2.23 4、 矿井瓦斯涌出量 q 井 = OioAK区 式中：q 井 矿井相对瓦斯涌出量，m 3/t； K采空区瓦斯涌出系数，取 1.35； q 区 i第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t； A0i第 i 个生产采区平均日产量，t。 矿井相对瓦斯涌出量为： q 相 =28.14m3/t1.35(20.81.) 矿井绝对瓦斯涌出量为： q 绝 = =35.54m3/ min。28.14.60 矿井瓦斯涌出量预测详见表 2-4-8。 表 2-4-8 矿井瓦斯涌出量计算结果表 开采 层编 号 采空区 瓦斯涌 出系数 生产采区 平均日产量 A0(t) 生产采区相对 瓦斯涌出量 (m3/t) 生产采区绝对 瓦斯涌出量 (m3/min) 矿井相对 瓦斯涌出量 (m3/t) 矿井绝对 瓦斯涌出量 (m3/min) C5 1.35 1818.18 20.85 26.32 28.14 35.54 C1 1.35 1818.18 2.9