二矿地面永久抽采系统设计方案1127 修复的Word格式文档下载.docx
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8、国家安全生产监督管理总局：
《煤矿低浓度瓦斯管道输送安全保障系统设计规范》（AQ1076-2009）。
9、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（国务院令446号）。
10、其他相关法律、法规。
二、设计的主要技术经济指标
1、5#煤层平均瓦斯含量：
7.14m3/t。
2、残存瓦斯含量：
2.74m3/t。
3、钻孔瓦斯流量衰减系数：
0.0124～0.0096（d-1）。
4、瓦斯涌出程度系数：
0.49m2/MPa2·
d。
5、工程投资概算：
。
三、瓦斯抽采工程设计内容
本设计的具体内容为：
1、根据矿井的瓦斯赋存情况及采掘部署，论证瓦斯抽采的可行性及必要性、确定矿井主要瓦斯抽采工艺及瓦斯抽采规模；
2、瓦斯抽采管路系统设计；
3、瓦斯抽采设备和监测设备选型；
4、瓦斯抽采泵站土建、供电、给排水、采暖设计；
5、瓦斯利用系统方案设计；
6、瓦斯抽采管理及安全措施；
7、技术经济分析及工程投资概算；
8、瓦斯抽采系统图纸绘制。
第一章矿井概况
第一节井田概况
一、位置与交通
二矿分公司位于陕西省澄城县西南部，距澄城县城8km，行政区划属澄城县尧头镇、安里乡管辖。
澄城县距西安市约150km，距渭南市84km。
二矿分公司至澄城县城有公路相通，澄城至西禹高速公路入口约18km，通过该高速可至省内各大中城市。
矿井范围内有乡村道路连接可至各村、镇。
矿井有澄合矿业有限公司的矿区专用铁路支线至坡底村与西（安）延（安）铁路接轨，铁路运输有专线直通井口，接轨点（坡地村站）距离二矿约10km。
总体上看，二矿分公司交通条件比较便利。
二、地形地貌、气候
井田为渭北黄土台原的一部分，井田地形北高南低，由于长期地表水流的侵蚀和黄土本身的松散性及垂直节理的因素，形成了黄土深沟地貌，沟深40～80m，沟谷发育，地形复杂，相对高差150～200m，地面海拔标高+500～+700m。
本区为大陆性气候，日温差变化较大。
最高气温为40.3℃，最低气温为-17.8℃。
最冷月份为十二月及次年元月，最大冻土深度1.0m。
平均年蒸发量2091mm，年降雨量582.9mm，雨量多集中于七、八、九3个月，特别是八月份。
平均相对湿度54～70%，平均绝对湿度8.7～11.2mba。
近年最大风速29m/s。
风向：
春天多为北东向，冬天多为北西向。
三、水源、电源及通信
（1）井田内仅浴子河和马家沟内有少数泉水，并形成地表小溪流。
浴子河平均流量668.74m3/d，马家沟各泉平均总流量19.18m3/d。
县西河于井田东南流过，平均流量1382m3/d，历史最高洪水位高出河床3.5m。
（2）矿井附近地区现有矸石电厂1座，110kV变电站1座，35kV变电站3座。
西区35kV变电站主要承担矿区生活供电；
陈家洼村35kV变电站一座主要承担矿井井下供电，工业场地设6kV变电所，主要承担原东、西风井主通风机两回路供电，主、副井提升机两回路供电，排矸道、斜井变电所一回路供电，井下三回路供电，生活区一回路供电；
变压器2台，分别承担向锅炉房、车间、副井提升机及生活供电；
斜井变电所主要供斜井广场，选运。
风井工业场地新建有一座35/10kV变电所，供安立风井主要通风机房、压风机房、瓦斯抽放泵站两回供电及注浆站供电。
（3）矿井行政通信就近接入澄合电话网。
行政电话交换机与中心交换机间采用№7信令，数字中继方式连接。
局内用户的市话呼出以及市话用户的呼入可采用DOD1+DID方式实现。
矿井现有一套调度交换总机，保证井下硐室、变电所、水泵房、各采煤、掘进队工作面和地面生产调度、区队各值班室的联络和安全生产指挥。
井下用户为50线，均选用2条80对矿用电缆，分别沿立井场地的副立井不同侧敷设。
风井场地10/0.4kV主变电所与上级变电站间利用OPGW实现电力调度通信专线，与当地电力部门的电力调度通信方式一致。
变电所内设电力调度台，采用数字中继接入矿井总调度交换机，可实现与本矿地面、井下各变电所的调度通信。
四、地质构造类型
澄合二矿为一走向近东西，倾向北，呈波状起伏的单斜构造，地层倾角最大6°
，最小2°
，一般4°
左右。
其特征是褶曲发育，伴有几组北东向正断层。
区域内未发现火成岩的侵入。
第二节煤层赋存情况
该井田煤系地层总厚81.61～133.97m，平均100.89m，共含煤3～10层，一般含煤8层，其中可采煤层4层（为3#、4#、5#、10#），厚度8.2m，含煤系数为12.3%。
5#煤层为本井田主要开采煤层，全区可采，赋存稳定；
3#煤层和10#煤层为局部可采，属不稳定煤层；
4#煤层为零星可采，属不稳定煤层。
各可采煤层分述如下。
1.3#煤层
3#煤层位于山西组中部K※和K4标志层之间，区内钻孔普遍有此煤层，部分钻孔揭露为可采煤层，厚度0～2.9m，平均厚度1.3m，可采区域主要分布在井田三水平东部边界及西部边界处，三水平中间区域不可采或不赋存，属于局部可采煤层。
含夹矸0～1层夹矸，厚0～0.60m，夹矸岩性多为泥岩。
该煤层上距k5砂岩40.55～74.95m，平均58.87m，下距4号煤2.9～15.6m，一般9.14m。
2.4#煤层
4#煤层位于山西组下部，K4标志层之下，与5#煤层间距不大，仅1m左右，在区内钻孔揭露厚度0.12～4.39m，一般厚度1.0m，含夹矸0～1层，夹矸岩性多为泥岩。
可采区域主要分布在井田三水平西部边界及南部边界处，其他区域不可采或不赋存，属于不稳定的零星可采煤层。
3.5#煤层
5#煤层位于山西组之底，整个煤系地层之中部，稳定的K3标志层之上，厚度稳定且全区可采。
区域内钻孔揭露厚度0～6.58m，一般厚4.0m，含夹矸0～5层，岩性多为炭质泥岩。
下距10#煤层8.7～26.32m，平均14.90m。
5#煤层本身具有厚度大、较稳定的特点，属于稳定的全区可采煤层。
4.10#煤层
10#煤层位太原组中部，K2下分层为其直接顶板，在该区内钻孔揭露厚度0～4.55m，一般厚度0.8m，含夹矸0～2层，一般1层，厚0～0.60m，平均0.36m，结构简单。
不可采范围处于三水平中部，可采范围分布零乱，厚度变化极大，属于不稳定的局部可采煤层。
井田内各可采煤层特征见表1-1。
第三节煤层工业分析
根据钻孔煤芯化验成果资料，3、5、10号煤的工业分析情况如下：
精煤挥发份15.01～18.62%，平均16.62%，胶质层厚度0～17mm，平均8.1mm，煤质牌号以瘦煤1号为主，瘦焦煤、瘦煤二号次之；
原煤灰份13.41～40.01%，平均25.59%，经洗选后可降到6.41～14.38%，平均10.3%；
全硫含量0.53～5.96%，平均2.73%，经洗选后为0.53～2.59%，平均1.38%；
磷份0.005～0.017%，平均0.0127%。
3#煤层属富灰，富硫、低磷煤。
表1-1可采煤层特征一览表
层次
煤厚（m）
层平均间距
（m）
稳定性
顶板
底板
最小
最大
平均
3
2.93
1.00
2.9～15.6
不稳定
局部可采
粉砂岩
砂质泥岩
砂岩
泥岩
4
4.39
0.94
零星可采
0.47～6.9
5
2
6.58
8.7～26.32
10
4.55
0.8
炭质泥岩
泥岩、铝
土质泥岩
2.5#煤层
精煤挥发分13.63～18.94%，平均16.4%，胶质层厚度0～11mm，平均7.5mm，煤质牌号以瘦煤1号为主，个别出现瘦煤2号及贫煤。
原煤灰份12.31～34.43%，平均22.42%，洗选后降为4.93～17.08%，平均10.63%，2012年，陕西煤矿安全装备检测中心《煤层鉴定报告》检测原煤灰分22.01%；
全硫含量为2.02%（2013年陕西省煤炭产品质量监督检验中心渭南煤炭检验中心《硫分鉴定报告》）：
磷份0.002～0.613%，平均0.087%，属中灰、富硫、中磷煤。
3.10#煤层
精煤挥发份15.11～18.91%，平均17.44%，胶质层厚度0~12.8mm，平均8.83mm，煤层牌号以瘦煤1号为主，次为瘦煤2号。
原煤灰分16.73～32.53%，平均22.60%，洗选后为6.14～18.20%，平均10.52%；
全硫含量为2.99～13.03%，平均6.54%，洗选后为2.19～5.42%，平均3.52%；
磷分为0.0057～0.569%，平均0.125%，属中灰、高硫、中磷煤。
综上所述，三个煤层的挥发分含量差异不大，而同一煤层胶质层厚度列相差较大，致使同一煤层的煤种跨越四个小牌号。
但以瘦煤1号为主，其它如瘦煤2号、贫煤、瘦焦煤的分布不甚规律。
从各煤层挥发分含量和胶质层厚度变化可以看出，无论在垂直方向或水平方向，区域变质的差异不大。
三层煤的原煤灰分差异也不大。
10#煤层洗选后硫分还高达2.7%以上。
全硫含量基本上决定了煤的利用方向。
3#煤经洗选后全硫含量平均值为1.38%，尚可利用配焦。
5#煤暂作动力、发电及一般生活用煤。
第四节煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性
《陕西省澄合矿区二矿三水平五采区地质报告》对3#煤层、5#号煤层分别采集煤芯煤样作爆炸性试验样，5#煤2个，3#煤和4#煤1个，共4个，测试结果为火焰长度75～250mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55～65%，结论为均有爆炸性危险。
三水平补充勘探阶段经对3#煤、5#煤分别采集煤芯煤样所作的煤层着火点试验，结果是3#煤原煤样着火点为375～394℃。
5#煤原煤样着火点为382～400℃，氧化样着火点为377～392℃,还原样着火点为384～402℃。
两层煤还原样和氧化样的着火点之差一般小于25℃，个别点最高达到30℃，两层煤应属不易自燃煤～自燃煤。
地质报告对3#、5#煤层采集煤芯煤样并做了煤尘爆炸试验，结果显示两层煤均有爆炸危险，其火焰长度为5～40mm，加岩粉含量为55～75%，说明两层煤均有爆炸危险性。
根据2012年3月陕西煤矿安全装备检测中心对二矿分公司5#煤层爆炸性、自燃倾向性分析。
5#煤层煤尘爆炸性、自燃倾向性鉴定结果见表1-3和表1-4。
表1-3 煤尘爆炸性鉴定结果表
煤层
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸
最低岩粉用量（%）
有无爆炸性
备注
5#
40
55
有爆炸性
表1-4 自燃倾向性鉴定结果表
真相对密度
（
）
全硫
（Std%）
吸氧量
（Vdcm3/g）
自燃等级
倾向性质
1.48
1.26
不易自燃
Ⅲ类
第五节矿井开拓与开采
一、矿井开拓方式
二矿分公司目前采用斜立井混合多水平开拓方式，在矿井工业场地布置有4个井筒，即主斜井、副立井、东立井和回风立井，井筒落底后沿+380m标高布置有轨道石门和回风石门，通过石门向上或向下布置大巷至各个采区。
矿井由主斜井、副立井及东立井进风，回风立井回风，形成中央并列式通风系统。
二、采区布置与开采顺序
根据煤层赋存特征、层间距，三水平开拓布置特点，整个三水平划分为3个采区，即三一采区、三二采区和三三采区。
利用南北向+260水平开采的区域划分为三一采区，利用三水平上山巷道回采的区域划分为三二采区，利用三水平下山巷道回采的区域划分为三三采区。
划分的三个采区特征详见表1-5。
采区开采顺序按由近而远，先易后难的原则，煤层间采用先上后下大扒皮的开采顺序。
接替顺序为三一采区→三二采区→三三采区。
三、采煤方法与顶板管理
煤层应采用一次采全厚倾斜长壁采煤法，全部跨落法管理顶板。
第六节矿井通风状况
矿井采用中央分列式通风系统，机械抽出式通风方式。
矿井总进风量为100m3/s。
矿井风量分配见表1-6
表1-5采区特征表
序号
采区
名称
地质储量（Mt）
主采
煤层倾角（º
采区尺寸
走向（km）
倾向（km）
面积（km2）
1
三一
20.16
2～6
1.39～2.19
0.52～1.27
2.86
三二
24.08
0.62～4.30
1.16～1.83
3.16
三三
31.98
1.42～3.71
0.80～1.33
5.43
表1-6矿井风量分配表
用风类别
用风地点
供风量（m3/s）
采煤
回采工作面
22
备用工作面
11
小计
33
掘进
煤巷综掘工作面
12
岩巷普掘工作面
36
硐室
电机车整流硐室
火药发放硐室
采区变电所
9
其他
3.9
通风系数
1.20
合计
100
第二章矿井瓦斯储量及可抽量预测
第一节煤层瓦斯参数
煤层瓦斯基本参数包括煤层瓦斯压力、瓦斯含量、钻孔自然瓦斯涌出量、钻孔瓦斯涌出衰减系数、煤层透气性系数、煤的工业分析、瓦斯吸附常数、煤的孔隙率、煤的瓦斯放散初速度及坚固性系数等参数。
西安科技大学对三一采区31501工作面5#煤层瓦斯基础参数测定结果如表2-1所示。
表2-15#煤层瓦斯基础参数表
参数名称
大小
瓦斯含量
最大瓦斯含量
8.1586m3/t
平均瓦斯含量
6.1860m3/t
钻孔瓦斯衰减系数
0.0124～0.0096d-1
工业分析
水分（Mad）
0.56
灰分（Aad）
9.31
挥发分（Vdaf）
15.22
吸附常数
a
14.1219
b
1.3097
放散初速度
5.05
坚固性系数
0.578
第二节矿井瓦斯等级鉴定
2014年矿井瓦斯等级鉴定结果为：
绝对瓦斯涌出量5.16m3/min，相对瓦斯涌出量2.96m3/t；
二氧化碳绝对涌出量7.09m3/min，相对涌出量4.06m3/t；
采煤工作面最大瓦斯涌出量0.18m3/min，掘进工作面最大瓦斯涌出量2.81m3/min，瓦斯抽采量1.2m3/min，为瓦斯矿井。
第三节矿井瓦斯涌出量预测
根据《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）。
矿井瓦斯涌出量预测方法主要有两种：
分源预测法和矿山统计法。
根据该矿井实际情况，采用分源预测法进行矿井瓦斯涌出量预测。
一、工作面瓦斯涌出预测
1、回采工作面瓦斯涌出量预测
（2-1）
式中：
—回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
—邻近层瓦斯相对涌出量，m3/t。
（1）开采层相对瓦斯涌出量按下式计算
（2-2）
—围岩瓦斯涌出系数，取1.3；
—工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，
；
—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；
（2-3）
L—工作面长度，m；
取160m；
h—掘进巷道预排等值宽度，m，根据煤种查表选取，h＝15.4m；
则：
m—开采层厚度，m，取4m；
—工作面采高，m，取3.87m；
—煤层原始瓦斯含量，m3/t，6.37～8.16m3/t，取平均7.14m3/t；
—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取2.74m3/t。
故
=5.02m3/t。
（2）邻近层瓦斯涌出量按下式计算
（2-4）
—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
—第i个邻近层煤层厚度，m，取0.8m；
—第i个邻近层瓦斯排放率。
（2-5）
—第i临近层与开采层垂直距离，m，取14.90m；
—受采动影响的瓦斯排放带范围，对下临近层hp=35m。
则
=57.3%
—第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，取6.62m3/t；
—第i个邻近层煤层残余瓦斯含量，m3/t，取1.99m3/t。
故：
q2=0.55m3/t，q采=5.57m3/t
（2-6）
—回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
A—平均日产量，t，取3606t/d；
综合以上因素，回采工作面绝对瓦斯涌出量为：
13.95m3/t
2、掘进工作面瓦斯涌出预测
掘进工作面的瓦斯涌出量由煤壁瓦斯涌出量和落煤瓦斯涌出量两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式确定：
（2-7）
（1）掘进工作面煤壁瓦斯涌出量按下式计算
（2-8）
—掘进工作面煤壁瓦斯涌出量，m3/min；
—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m，取D=2m；
—巷道平均掘进速度，m/min，取0.0093m/min；
—巷道长度，m，取800m；
—煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·
min）；
（2-9）
—煤中挥发分含量，%，取17.99%；
—煤层原始瓦斯含量，m3/t，取平均7.14m3/t；
m3/min
（2）掘进工作面落煤瓦斯涌出量
按下式计算
（2-10）
—掘进工作面落煤瓦斯涌出量，m3/min；
S—掘进巷道断面积，m2，取18.2m2；
—煤的密度，t/m3，取1.42t/m3；
故
q4=1.06m3/min
综合以上因素，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为：
3、生产采区瓦斯涌出量预测
生产采区瓦斯涌出量按下式计算：
（2-11）
—生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
—生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.2；
—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
—第i个回采工作面的日产量，t；
—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
—生产采区平均日产量，t。
根据二矿分公司综采工作面数目及煤巷掘进工作面数目，矿井投产三一采区有1个综采工作面及2个煤巷综掘工作面。
据此计算的采区瓦斯涌出量为：
=7.02m3/t
4、矿井瓦斯涌出预测
矿井瓦斯涌出量按下式计算：
（2-12）
—矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；
—第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
—第i个生产采区平均日产量，t；
—已采采空区瓦斯涌出系数，根据开采情况，查表选取，取1.15。
据此计算的矿井瓦斯涌出量为：
m3/t
第四节矿井瓦斯储量
一、三一采区瓦斯储量
矿井瓦斯储量指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量。
瓦斯储量的大小标志着矿井瓦斯资源的多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标。
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。
根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）和《矿井瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）中的计算方法，瓦斯储量可按下列公式计算：
（2-13）
（2-14）
（2-15）
（2-16）
—矿井瓦斯储量，Mm3；
—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；
—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；
—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3；
实测或按式（2-15）计算；
—矿井可采煤层i的资源量，Mt；
—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；
—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量，Mt；
—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量，m3/t；
—围岩瓦斯储量系数，可取0.05～0.20；
当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；
若含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定。
根据西安科技大学测定到的二矿分公司5#煤层原始瓦斯含量为6.37~8.16m3/t，平均7.14m3/t，因此取可采5#煤层瓦斯含量为平均值7.14m3/t，则二矿分公司三一采区煤层瓦斯储量计算结果如表2-1所示。
表2-1瓦斯储量计算结果
煤层
（m3/t）
煤炭地质储量
（Mt）
瓦斯储量
（Mm3）
合计瓦斯储量
7.14
1169.6
8350.944
10563.945
不可采邻近层
按可采煤层瓦斯储量的15%计算
1252.642
围岩
围岩瓦斯含量系数取0.1
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