焦煤集团九里山矿抽采达标工艺方案设计打印版.docx

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焦煤集团九里山矿抽采达标工艺方案设计打印版

焦煤集团九里山矿

抽采达标工艺方案设计

总工程师：

矿长：

九里山矿通防科

二〇一七年一月

前言

一、概况

九里山矿位于焦作矿区东部，太行山南麓，西距市区18公里。

井田西起11勘探线与演马庄矿相邻，东以北碑村断层为界与古汉山井田相连,北起煤层隐伏露头，南抵西仓上断层，井田走向长4.2-5.3Km，倾斜宽3～4.2Km，井田面积17.5Km2。

于1970年7月开始建井，1983年4月30日简易投产，设计生产能力90万吨/年，核定矿井生产能力100万吨/年。

可采煤层为二迭系山西组二1煤，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°。

目前剩余可采储量5900余万吨，剩余服务年限40年。

随着矿井开采深度的不断增加，矿井瓦斯涌出量也呈现逐渐增大的趋势，瓦斯问题已对安全生产构成威胁，仅靠通风无法解决回采工作面的瓦斯问题。

针对九里山矿瓦斯问题，为确保矿井安全、高效生产，特编制此抽采达标工艺方案设计。

二、任务来源

根据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》第四章第十八条，通过对矿井通风瓦斯资料的收集、现场调研、实地考察及对矿井生产实际情况进行分析和方案比较，编制抽采达标工艺方案设计。

三、设计的主要依据

1．九里山矿初步设计说明书；

2．九里山矿勘探报告；

3．中华人民共和国行业标准《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）；

4．中华人民共和国安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）；

5．中华人民共和国安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）；

6．中华人民共和国行业标准《煤炭工业给水排水设计规范》（MT/T5014-96）；

7．中华人民共和国国家标准《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）；

8．《煤矿安全规程》；

9．《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》

10．九里山矿其它地质资料和实测资料。

四、设计的指导思想

1.在符合有关规程、规范及设计标准且满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；

2.尽量利用原有的巷道、已有的土地，不占用良田，不增加开拓费用；

3.设备、管材选型留有余地，能满足矿井达到设计能力时的抽放瓦斯量的需求；

4.采用的工艺技术具有先进性，且符合矿井实际。

五、设计的主要内容

设计的具体内容为：

1．九里山矿瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯方法的确定、抽放瓦斯量预计等；

2．瓦斯抽放管网、抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；

3．抽放瓦斯系统的设备、仪器、仪表及附属装置选型及安装设计；

4．矿井抽放瓦斯管理及安全措施；

5．主要设备、材料；

6．工程投资概算；

1矿井概况

1.1矿井交通位置

焦作矿区位于河南省焦作市，是我国著名的优质无烟煤产地。

焦作煤业有限责任公司九里山煤矿位于焦作矿区中部，行政区属焦作市管辖，距焦作市18km。

本井田北部有焦（作）～辉（县）公路，南部有焦（作）～新（乡）公路和正在建设的济（源）～东（明）高速公路，矿井铺设专用铁路线经新（乡）～焦（作）待王站编组后输送全国各地。

公路四通八达，并可直达郑州、洛阳、新乡、山西晋城等地，乡间简易公路纵横成网，交通十分方便。

图1-1交通位置图

1.2自然地理

1.2.1地形与地貌特征

焦作矿区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。

总体地形平坦，海拔85~117m，一般在95m左右。

全区地势北西高，南东低，地面坡度3~8‰。

1.2.2气象

据焦作市气象资料，本区属暖温带大陆性半干燥季风气候。

春季干燥多风，夏季炎热多雨，秋季阴雨凉爽，冬季寒冷干燥，四季分明。

多年平均降雨量594.40mm，日最大降雨量为151.80mm（1963年8月8日）；年最大降雨量为1107.70mm（1975年），年最小降水量248.40mm（1983年），降雨多集中在7、8月份，约占全年降雨量的45%。

多年平均蒸发量为2033.50mm，相对湿度66.25%，绝对湿度12.89毫巴。

年平均风速3.10m/s一般风力2~3级，以西北风和东北风为主，最大风力为9级，最大风速24m/s。

最大冻土深度19cm，冻土期多集中在12月份和元月份。

1.2.3水系

本区属海河流域卫河水系。

区内属山前冲、洪积缓倾斜平原，由北向南逐渐下降，地面坡度相对较大，迳流条件较好，无常年性地表水体。

区内中部山门河，发源于北部太行山区，以南北方向纵贯全区，河道宽70～200m，河深5～7m，河床坡度为2％，该河平时干涸无水，惟雨时有短暂洪流，但未曾出现过洪水溢出河岸现象，据1956年8月31日在白庄附近观测，其洪流量为5.83m3/s。

1.2.4地震

据焦作市地震局资料，本区历史上未发生大的破坏性地震。

该区地震裂度为7度，历史上发生过影响本区较大的地震有7次（见表1-1）。

表1-1地震情况一览表

时间

地点

震级

震中裂度

地震破坏情况

1546.1

武陟~沁阳一带

5.5级

7度

崩山裂屋

1587.4.10

修武

6级

7度

摇塌城垛、鼓楼、碑亭、房舍无数

1622.3

沁阳一带

5级

6度

1737.9.30

新乡

5.5

6度

损坏房屋，帐恤有差

1967.3.26

辉县南村

4级

6~7度

声如沉雷，30%房屋被震裂，并有少数倒塌。

1967.11.6

辉县高村

4级

5度

1978.6.5

新乡

4.5级

6度

震中有轻微破坏

根据国家质量技术监督局发布的“中华人民共和国国家标准《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001）”，焦作市附近的地震动峰值加速度g为0.10，对应的基本烈度为Ⅶ度（见表1-2），其地震设防应为Ⅷ度。

表1-2地震动峰值加速度分区与地震基本烈度对照表

地震动峰值加速度分区g

＜0.05

0.05

0.1

0.15

0.2

0.3

≥0.4

地震基本烈度值

＜Ⅵ

Ⅵ

Ⅶ

Ⅶ

Ⅷ

Ⅷ

≥Ⅸ

1.3井田境界及煤炭储量

1.3.1井田境界

其地理坐标为东经11323~11326，北纬3917~3921。

井田西与演马庄矿相邻，东以北碑村断层为界与古汉山井田相连；北起煤层隐伏露头，南抵西仓上断层，东西走向长约5.5km，南北倾向宽约3.4km，井田面积18.60km2。

1.3.2煤炭储量

九里山矿可采煤层为二迭系山西组二1煤，为中灰低硫优质无烟煤，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，可采性指数为97.5%。

目前剩余地质储量14208.1万t，剩余可采储量5900余万t，剩余服务年限40年。

1.4矿井地质与煤层赋存

1.4.1地质构造

受区域构造的控制，井田内主要发育有NE、NNE向、NW向和近EW向高角度正断层，大、中型断层主要是NE、NNE向和NW向。

整体为一走向N40ºE，倾向SE的单斜构造，地层倾角平缓，10º～15º。

井田构造以断裂为主，褶曲不发育，局部受断裂影响，形成宽缓的褶曲（图1-2,1-3）。

图1-2九里山构造纲要图

图1-318勘探线剖面图

根据钻孔及巷道揭露，井田内共发育大小断层67条，均为正断层。

落差大于等于100m的断层3条，即马坊泉断层、西仓上断层和北碑村断层；落差50—100m的断层1条，即冯营断层；落差20—50m的断层1条，即亮马村断层；落差5—20m的断层3条，即方庄断层；另外据井下巷道揭露，落差小于5m的断层较多，多成组出现，阶梯状或叠瓦状展布，每组中断层与断层间距近乎相等，有些断层只切穿煤层顶板，而不至煤层底板。

褶皱构造在井田内虽然表现比较微弱，但发育普遍，按其轴向分为二组，一组是沿煤层走向方向上的波状起伏，其轴向300°~330°，即北西向褶皱构造。

较明显的，西部以一二采区为背斜，东部一一采区为向斜，次一级的微型背向斜间替出现，特别是一二采区东翼背斜构造明显，幅度（K=H/L）较大（k＞0.2）。

另一组是在大断层两盘因牵引作用形成的背向斜，表现比较明显的是马坊泉断层上盘的向斜构造和方庄断层下盘的背斜构造。

1.4.2煤层及煤质

一、煤层

九里山煤矿含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、二叠系上统上石盒子组。

主要含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，其它含煤地层偶见煤线，无可采点。

主要含煤地层总厚158.96m，共计含煤8层，煤层总厚7.67m，含煤系数为4.83%。

其中石炭系太原组有一2煤、一3煤、一4煤、一5煤、一6煤、一7煤六层煤，二迭系山西组有二1煤（大煤）和二3煤两层煤。

山西组二1煤普遍发育，层位稳定，结构简单，为主要可采煤层。

石炭系太原组一2煤普遍发育，层位较稳定，结构简单，为大部分可采煤层；一5煤较发育，层位较稳定，但煤层普遍较薄，不可采。

其它煤层煤厚薄，层位不稳定或极不稳定，多以薄煤层、煤线或炭质泥岩出现，毫无经济价值。

二1煤层位于山西组下部，二1煤段之顶部，距太原组上部灰岩段顶之硅质泥岩或L8石灰岩15.65~35.24m，平均20.01m，层位稳定。

煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，间接顶板为细—粗粒砂岩（大占砂岩）；底板多为砂质泥岩和粉砂岩，局部为灰、灰黑色细砂岩，含少量白云母碎片和植物根部化石，偶见炭质泥岩。

二1煤层普遍发育，煤层厚度大、结构简单、层位稳定，是井田内主要开采煤层。

煤厚0～12.93m，平均厚5.44m，以半亮型煤为主。

二、煤质

（1）物理性质

二1煤顶部及底部为粉沫状、鳞片状，中部为块状呈灰黑色，黑色，似金属光泽、条痕灰黑色，贝壳状，锯齿状断口，条带状结构，层状构造，真密度（TRD）1.58，视密度（ARD）1.48。

原煤含块率为21%。

二1煤呈块状以亮煤为主，次为暗煤和镜煤，中部夹薄层纤维状结构，疏松多孔，光泽较弱丝炭，属光亮—半亮型煤。

一2煤为灰黑色，以块状为主，内生裂隙发育，贝壳状断口，似金属光泽，下部含较多的黄铁矿，视密度（ARD）1.49。

一2煤煤岩特征和二1煤层相似，属半亮—光亮型煤。

（2）化学性质

1、水分（Mad）

二1原煤、浮煤水分平均值分别为1.20%、1.24%，一2煤原煤水分平均值1.39%，结果见表1-3。

表1-3煤水分、灰分测试结果表

煤层

样别

原煤（%）

浮煤（%）

水分

（Mad）

灰分

（Ad）

挥发分

（Vdaf）

水分

（Mad）

灰分

（Ad）

挥发分

（Vdaf）

二1

煤芯样

0.14~3.21

0.85（40）

7.16~32.32

12.38（39）

5.55~10.86

6.13（30）

煤层样

0.40~2.96

1.40（12）

8.90~18.58

12.23（12）

5.91~8.23

7.24（12）

0.47~2.18

1.24（11）

6.67~11.72

8.80（11）

6.12~8.18

7.07（11）

合计

0.14~3.21

1.20（52）

7.16~32.32

14.31（51）

5.55~10.64

6.43（42）

0.47~2.18

1.24（11）

6.67~11.72

8.80（11）

6.12~8.18

7.07（11）

一2

煤芯样

0.47~2.67

1.39（10）

12.42~33.07

23.40（9）

6.37~11.97

9.54（9）

注：

表格中数据为最小值~最大值平均值（点数），以下各表类同。

2、灰分（Ad）

二1、一2煤原煤灰分平均值分别为14.31%、23.40%，依据煤炭质量分级《灰分》标准：

二1煤属低灰煤；一2煤属中灰煤，结果见表1-2。

3、挥发分（Vdaf）

二1、一2煤的原煤挥发分产率结果见表1-2。

4、硫分（St,d）

二1、一2煤原煤全硫平均值分别为0.30%、3.64%，按基准发热量折算后，二1、一2煤原煤全硫分别为0.26%、2.81%，依据煤炭质量分级（硫分）标准：

二1煤属特低硫煤，一2煤属中高硫煤。

结果见表1-4。

表1-4煤全硫分析结果表

煤层

全硫St,d（%）

按标准折算

后的全硫St,d（%）

质量分级

原煤

浮煤

二1

0.24~0.42

0.30（36）

0.29~0.36

0.33（11）

0.27~0.28

0.26（25）

特低硫煤

一2

2.25~5.55

3.64（8）

2.36~3.78

2.81（6）

中高硫煤

5、有害元素

二1、一2煤的原煤有害元素磷分别为0.030%、0.019%、氯分别为0.020%、0.047%、氟分别为49*10-6，44*10-6，砷分别为2*10-6、4*10-6。

二1、一2煤为低磷煤，氯、氟、砷含量较低。

1.5矿井生产情况

1.5.1矿井生产现状

九里山矿目前有14、15和16三个生产采区。

14采区剩余可布储量284.9万吨（其中上山煤柱92.43万吨），生产能力将逐年递减；16采区为14采区的接替采区，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°，可布工作面储量1450万吨；15采区可采储量1002万吨，预计2021年回采结束；15采区接替采区为21采区，21采区正在开拓，21采区煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°，可布工作面储量1055万吨，预计2017年投产。

1.5.2井田开拓方式、采区划分及采煤方法

一、开拓方式

矿井开拓方式为立井双水平上下山开拓，一水平大巷标高-225m，一水平大巷有三条巷道，其中一条为轨道运输大巷、一条为皮带运输大巷、一条为流水大巷，三条大巷全部布置在煤层顶板中，与煤层法线间距10-15m，三条大巷为一水平所有采区提供通风、运输、行人等服务。

采区上（下）山为三条相互平行的顶板岩巷，与煤层法线间距8-15m，其中轨道上（下）山和运输上（下）山为进风，回风上（下）山专用于回风；在矿井上部煤层露头附近布置一条总回风大巷，贯穿矿井东、西两翼，矿井西翼为了满足通风需要专门补做了一条辅助回风巷，并通过风井联络巷与风井相连，用于矿井回风。

二、采区布置

目前我矿生产地区全部位于一水平（-225m），一水平有15采区、14采区和16采区三个采区同时开采。

每个采区只有一个工作面正常开采。

三、采煤方法

采煤工作面上、下顺槽均以分层回采，分层掘进布置，采煤方法为倾斜分层，走向长壁、金属网人工假顶，全部陷落采煤法，落煤方式为爆破落煤或综合机械化采煤。

2矿井通风及煤层瓦斯

2.1矿井通风方式

矿井采用中央并列与对角混合式通风，通风方法为机械抽出式；主、副井、西风井进风，东、南风井回风；目前矿井总进风量13500m³/min，总排风量13820m³/min；矿井瓦斯绝对涌出量43.99m³/min，相对瓦斯涌出量33.41m³/t，相对CO2涌出量为9.08m³/t，绝对CO2涌出量为11.95m³/min，矿井等积孔5.26m²。

2.2煤层瓦斯基础参数

在目前开采的15、14、16采区中，实测15采区瓦斯含量31～33.19m³/t，瓦斯压力1.3~1.74MPa；16采区瓦斯含量20.34~29.22m³/t，瓦斯压力1.74~2.08MPa；14采区瓦斯含量15.15~19.22m³/t，瓦斯压力0.76MPa。

矿井煤层透气性系数：

0.2～0.457㎡/MPa2﹒d；钻孔瓦斯流量0.015~0.04m³/min﹒hm，衰减系数0.0126~0.0389d-1。

煤层透气性差，抽采较为困难。

表2-1九里山矿瓦斯基础参数表

采区名称

瓦斯含量

（m³）

瓦斯压力

（MPa）

煤层透气性系数（㎡/MPa²·d）

百米钻孔瓦斯流量（m³/min·hm）

衰减系数（d-1）

14采区

15.15~19.22

0.76

0.35~0.457

0.03~0.04

0.0218~0.0389

15采区

31~33.19

1.3~1.74

0.2~0.31

0.015~0.02

0.0126~0.0258

16采区

20.34~29.22

1.74~2.08

0.3~0.457

0.018~0.035

0.0197~0.0389

2.3预计矿井瓦斯储量及可抽量

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十W2十W3

式中：

Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；

Wl—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；

Ali—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；

X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3／t；

W2—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，

（Mm3）

A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；

X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3／t；

W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3,按下式计算：

W3＝K（W1十W2）

K—围岩瓦斯储量系数，取K＝0.15。

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

式中：

Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；

ηk—矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平；

Wk—矿井瓦斯储量Mm3；

按上式计算得出煤层的瓦斯储量及可抽量，计算结果见表2-2所示。

从表2-2可以看出，本矿的瓦斯资源相当丰富，预计瓦斯储量和预计瓦斯抽采量分别为137062km3和28573km3，这就为矿井的瓦斯开发利用提供了充足的资源条件，同时也对矿井的安全生产构成了严重的威胁。

表2-2九里山煤矿瓦斯储量及可抽量计算结果汇总表

采区

工业储量（10kt）

可采储量（10kt）

瓦斯含量（m3/t）

瓦斯储量（10km3）

可采煤炭瓦斯储量（10km3）

抽放率（%）

可开发瓦斯量（10km3）

14

262.3

182.3

17.2

4507.6

3132.8

30.0

939.8

15

127.4

88.5

32.1

4088.9

2840.4

30.0

852.1

16

206.2

143.3

24.8

5109.6

3551.0

30.0

1065.3

合计

595.9

414.1

13706.2

9524.2

2857.3

3瓦斯抽放的必要性和可行性

3.1瓦斯抽放的必要性

3.1.1规定

根据《煤矿安全规程》第一百四十五条规定，凡有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统：

（1）一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min，或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决不合理的。

（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：

①大于或等于40m3/min；

②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；

③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；

④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min；

⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。

（3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。

3.1.2通风处理瓦斯量核定

对于九里山矿来说，上述三个条件同时满足，因此建立抽放系统是非常必要的。

从瓦斯涌出现状看，九里山矿矿井瓦斯瓦斯涌出量超过40m3/min。

因此，必须进行瓦斯抽放。

从矿井通风能力看，采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：

采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即当瓦斯涌出量q大于通风所能解决的瓦斯涌出量qf时就应当采取抽放瓦斯措施，其抽放瓦斯的必要性指标通常以下式表示：

（3-1）

式中：

q—矿井（采区或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；

qf—通风所能承担的最大瓦斯涌出量，m3/min；

v—通风巷道（或工作面）允许的最大风速，m/s；

S—通风巷道（或工作面）断面积，m2；

C—《煤矿安全规程》允许的风流中的瓦斯浓度，%；

K—瓦斯涌出不均衡系数，取值为1.2~1.7。

取1.4。

qf=（0.6×4×10×1）/1.5=16m3/min

从通风能力上看，对于二1煤层，采区瓦斯涌出量q超过16m3/min，采用通风方式根本无法解决瓦斯问题，瓦斯抽放只能是九里山矿唯一的选择。

3.1.3分源预测法预测瓦斯涌出量

开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量

（3-2）

式中q1－开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；

k1－围岩瓦斯涌出系数，对于全部垮落法顶板管理的工作面，取k1=1.2；

k2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数；

k3－顺槽掘进预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：

（3-3）

式中L－回采工作面长度，m；

h－巷道瓦斯预排等值宽度，m；

m0－煤层厚度，m；

m1－煤层采高，m；

X0－煤层原始瓦斯含量，m3/t；

X1－煤层残存瓦斯含量，m3/t，与煤质和原始瓦斯含量有关，需实测；如无实测数据可查取，由于所查取的瓦斯含量值是以m3/t•daf（表示可燃值基瓦斯量）为计量单位，因此需要按下式换算成以m3/t（表示原煤瓦斯含量）为计量单位的瓦斯含量：

X1＝X1′（100－Mad－Ad）/100（3-4）

式中X1′－可燃值基瓦斯含量，m3/t,daf；

Mad－原煤水分含量，%；

Ad－原煤灰分含量，%.

邻近层瓦斯涌出量

（3-5）

式中q2－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；

mi－第i个邻近层厚度，m；

m1－开采层的开采厚度，m；

X0i－第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t；

X1i－第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；

ki－取决于层间距离的第i邻近层瓦斯排放率。

回采工作面瓦斯涌出量

回采工作面瓦斯涌出量由开采层（包括围岩）、邻近层瓦斯涌出量两部分组成，其计算公式为：

（3-6）

式中q3－回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。

3.1.4瓦斯涌出量预测结果

九里山矿二1煤层平均厚度m＝5.5m，原煤水分平均含量Mad＝1.48%，灰分平均含量Aad＝18.57%，工作面长度按L=500m，预测二1煤层时，由于上覆山西组的二煤组其它煤层厚度较薄，局部可见，发育不稳定；下邻近的稳定可采一5煤层距离较远，达100多米，已经超过底板影响范围，二2煤层则更远，瓦斯涌出量的影响相对可以忽略，只考虑本煤层瓦斯涌出，预测结果见表3-1。

表3-1二1煤层分源法瓦斯预测结果

瓦斯含量/m3t-1

标高/m

回采工作面相对瓦斯预测/m3t-1

回采工作面不同产量下