攀枝花瓦斯综合治理项目可研报告.docx
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攀枝花瓦斯综合治理项目可研报告
贵州华源瑞丰煤业股份有限公司
煤矿瓦斯综合治理项目
可行性研究报告
水城县鸡场乡攀枝花煤矿
二O一三年十一月
参加编制人员
序号
姓名
专业
职称
签名
1
舒 生
采 矿
高级工程师
2
叶 波
企业管理
工程师
3
陈恨爱
采 矿
工程师
4
赵庆明
采 矿
工程师
5
陈继军
采 矿
助理工程师
6
严金刚
机 电
助理工程师
7
胡洪军
通 风
技术员
目 录
附：
《贵州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
贵州华源瑞丰煤业股份有限公司攀枝花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
水城县鸡场乡攀枝花煤矿。
1.3项目主管部门
六盘水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：
六盘水市水城县；项目拟建地点：
鸡场乡。
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：
贵州贵能投资股份有限公司；法人代表：
代华远。
1.6研究工作依据
1.贵州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.《水城县鸡场乡攀枝花煤矿安全设施设计（变更）》（贵州煤矿设计研究院，2011年11月）及《关于水城县攀枝花煤矿初步设计（变更）安全设施设计的批复》（黔煤安监监察函〔2011〕85号）；
12.《攀枝花煤矿+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贵州华源瑞丰煤业股份有限公司所属的攀枝花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
攀枝花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
根据贵州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，结合攀枝花煤矿的瓦斯治理系统现状及安全生产现状，提出对攀枝花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
攀枝花煤矿属于整合矿井，由原攀枝花煤矿、新寨煤矿整合而成，属贵州贵能投资股份有限公司下属的贵州华源瑞丰煤业股份有限公司，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日贵州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940m～650m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。
水城县鸡场攀枝花煤矿位于水城县鸡场乡境内，北距六盘水市84km，距发耳电厂（4×600MW）14km。
S217省道穿过本矿，水柏铁路北距本矿仅17km。
交通便利。
攀枝花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900～1300m，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、15－２、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0.10～0.20m的泥岩及高岭石岩夹矸1～4层。
5-3号煤层：
俗称酸炭，煤厚0.94～1.64m，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1～3层，为高岭石泥岩。
7号煤层：
俗称大柴炭，煤厚2.21～5.07m，平均厚度2.78m，一般均接近平均厚度。
含0.10～0.20m的泥岩夹矸1～2层。
10号煤层：
煤厚0.47～1.31m，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1.63～4.89m，平均厚度2.64m，在4勘探线附近，厚度大而结构复杂，有2～3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0.58～4.15m，平均厚度2.80m；其余各线为上下两个分层，上分层0.40～3.86m，平均厚度1.64m；下分层0.99～3.47m，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0.98～2.10m，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0.34～1.65m，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0.34～1.65m，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0～1.93m，平均1.17m，厚度不稳定，含0.10～0.40m夹矸1～2层，岩性为泥岩及高岭石泥岩。
21号煤层：
煤厚为0.50～2.08m，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0.10～0.40m厚的夹矸1～4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0.30～2.49m，平均1.08m，厚度不稳定，煤层结构复杂，含0.10～0.30m厚的夹矸1～3层，有时夹矸变厚，将煤分成2～3个单一煤层，矸石为灰色泥岩。
29-1号煤层：
煤厚为0.55～1.61m，平均厚1.12m，厚度不稳定，约有25％的不可采点，尖灭点3个。
含1～2层厚0.10～0.20m的黑色泥岩夹矸。
个别为单一煤层。
33号煤层：
煤厚为0.25～2.62m，平均厚1.49m，厚度不稳定，结构复杂，矸石0～4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
20～33
稳定
1～4
泥质粉砂岩
粉砂质泥岩
5-3
0.94-1.64
1.56
20～33
稳定
1～3
粉砂岩夹泥岩
粉砂质泥岩
15.8-35.0
22.7
7
2.21-5.07
2.78
20～33
稳定
1～2
粉砂质泥岩
粉砂质泥岩
5.7-17.8
9.2
10
0.47-1.31
1.04
20～33
稳定
1～2
无资料
无资料
7.0-27.0
17.8
12
1.63-4.89
2.64
20～33
稳定
2～3
（局部）
粉砂岩、泥岩
细砂岩
11.0-28.0
21.4
13
0.58-4.15
2.80
20～33
稳定
2～6
无资料
无资料
16.5-37.5
29.54
15-1
0.98-2.10
1.62
25～35
稳定
0～1
无资料
无资料
2.8-12.5
6.9
15-2
0-3.12
1.16
20～33
不稳定
1～3
无资料
无资料
7.0-23.0
13.4
16
0.34-1.65
1.36
20～33
较稳定
0～1
无资料
无资料
3.8-8.5
6.5
17
0-1.93
1.17
20～33
不稳定
0～2
无资料
无资料
29.0-48.0
40.8
21
0.5-2.08
1.05
20～33
不稳定
1～4
粉砂岩
细砂岩
17.0-39.6
27.3
23-1
0.30-2.49
1.08
20～33
不稳定
1～4
无资料
无资料
7.5-28.5
15.2
29-1
0.55-1.61
1.12
20～33
不稳定
1～2
无资料
无资料
28.0-55.0
33.6
33
0.25-2.62
1.49
20～33
不稳定
0～4
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〔2007〕567号）。
据贵州天盈矿业科技有限责任公司提交的《贵州省水城县鸡场攀枝花煤矿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《关于六盘水市能源局<关于上报我市六枝、水城、钟山2012年度地方煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告>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。
攀枝花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《华源瑞丰公司攀枝花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》，并参照水城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14.78～22m3/t，详见如表2-2。
另根据《华源瑞丰公司攀枝花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0.73MPa、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0.55MPa、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0.85MPa、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0.75MPa。
从瓦斯含量和瓦斯压力上看，攀枝花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
根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月13日提交的3、7号煤层及贵州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
根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月13日提交的3、7号煤层及贵州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（Ⅲ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φ800mm和两趟φ600mm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FBCDZ№22型2×160kW更换为FBCDZ№28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多公里外的贵能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30hPa～600hPa、最大吸入量160m3/min）、功率450kW的2BE3670-2BY4型3台（参数：
吸入压力30hPa～900hPa、最大吸入量270m3/min），两趟φ800mm和两趟φ600mm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。
根据攀枝花矿的开采设计，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14.78～22m3/t，详见如表2-2。
表2-2鸡场攀枝花煤矿+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）
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
式中K1－围岩瓦斯涌出系数。
K1值选取范围为1.1～1.3，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：
L－工作面长度，为160m；
h－巷道瓦斯排放带宽度，取h＝9.0m；
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：
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（%）
6～8
8～12
12～18
18～26
26～35
35～42
42～56
纯煤残存瓦斯含量（m3/t·r）
9～6
6～4
4～3
3～2
2
2
2
WCmax－最大瓦斯含量，m3/t·r；
WCmin－最小瓦斯含量，m3/t·r；
－最大挥发分，%；
－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
（2）邻近层相对瓦斯涌出量计算
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；
ηi－第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率，ηi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ηi值；
图2-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图
ηi＝1-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：
hp＝kym0（1.2-cosα）
ky－取决于顶板管理方式的系数；
m0－开采层的开采厚度，m；
α－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
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