鶴壁煤礦抽采設計模板

1、河南理工大學本科畢業(yè)設計鶴壁八礦30采區(qū)瓦斯抽放系統(tǒng)設計摘 要：礦井瓦斯是時時刻刻嚴重威脅煤礦井下安全生產的自然因素之一，預防瓦斯災害對礦井建設和煤炭生產具有重要意義。瓦斯抽放是預防瓦斯災害的重要措施。 八礦為河南煤化集團鶴煤公司所屬的主力煤礦之一。 1960年投產, 礦井生產能力為10萬t/a，1970-1974年擴建為60萬t/a的中型礦井，2006年核定礦井生產能力為83萬t/a（通風能力99萬t/a）。根據(jù)該礦提供的礦井設計和礦井瓦斯涌出資料, 礦井絕對瓦斯涌出量為24.44m3/min, 相對瓦斯涌出量為34.09 m3/t, 屬于高瓦斯礦井。 隨礦井產量的增加和開采范圍的擴大及開采

2、水平的延伸, 該礦今后主采煤層采煤及掘進工作面和采空區(qū)的瓦斯涌出量都將進一步增大。 關鍵詞：八礦 瓦斯抽放 設備選型 方案設計2Henan Hebi Coal Group coal mining company of eight design of gas drainage systemAbstract: The damp is all the time one of threaten seriously coal mine shaft safety in production natural factors, the prevention gas disaster has the impor

3、tant meaning to the mine pit construction and the coal production. The gas pulls out puts prevents the gas disaster's important measure Eight ores one of for Henan carbonification group crane coal company respective main force coal mines. Put into operation in 1960, mine production capacity of 1

4、00,000 t / a ,1970-1974 begin expanding to 600,000 t / a medium-sized mine, approved in 2006 mine production capacity of 830,000 t / a (ventilation capacity of 990,000 t / a) . Provided in accordance with the mine design and mine mine gas emission data, mine for the absolute gas emission 24.44m3/min

5、, the relative gas emission to 34.09 m3 / t, are high-gas coal mine. With the increase in mine production and the expansion of mining and exploitation of the level of an extension of the mine the next main coal seam mining and tunneling goaf face and the gas emission will be further increased. Keywo

6、rds: eight mine gas drainage equipment selection design目 錄第一章 緒 論1第二章 礦井概況22.1交通位置22.2井田地質特征32.2.1 地質構造32.2.2 含煤地層及煤層42.2.3 煤層瓦斯、自然及爆炸傾向性72.2.4 井田水文地質112.3礦井開拓、開采概況12第三章 礦井瓦斯賦存133.1 煤層瓦斯基本參數(shù)133.2 30采區(qū)瓦斯儲量133.3可抽瓦斯量及可抽期143.3.1瓦斯抽放率143.3.2可抽瓦斯量153.3.3可抽期153.4瓦斯涌出量預測153.4.1回采工作面瓦斯涌出預測153.4.2鄰近層瓦斯涌出量173

7、.4.3掘進工作面瓦斯涌出量預測183.4.4采空區(qū)瓦斯涌出量193.4.5 30采區(qū)瓦斯涌出量預測結果20第四章 瓦斯抽放的必要性和可行性論證214.1瓦斯抽放的必要性214.1.1 規(guī)定214.1.2 通風處理瓦斯量核定214.2 瓦斯抽放的可行性22第五章 抽放方法235.1 規(guī)定235.2 30采區(qū)瓦斯來源分析235.3 抽放方法選擇245.3.1本煤層瓦斯抽放方法245.3.2鄰近層瓦斯抽放方法245.3.3采空區(qū)瓦斯抽放方法245.3.4其它情況255.4瓦斯預抽量預計255.4.1底抽巷穿層條帶預抽255.4.2預抽煤層瓦斯預抽量預計255.4.3掘進工作面瓦斯預抽量預計265.

8、4.4回采煤層瓦斯預抽量預計265.4.5采空區(qū)瓦斯預抽量預計265.4.6數(shù)據(jù)匯總265.5鉆孔及鉆場布置265.5.1 底抽巷穿層條帶預抽265.5.2 本煤層預抽275.5.3 邊掘邊抽285.5.4 邊采邊抽305.6 封孔方法30第六章 瓦斯抽放管路系統(tǒng)336.1抽放管路選型及阻力計算336.1.1規(guī)定336.1.2瓦斯抽放管徑選擇346.1.3阻力計算356.2 管路敷設及附屬裝置376.2.1 管路敷設要求376.2.2 管路安裝386.2.3 管路防腐、防銹396.2.4 附屬裝置39第七章 瓦斯抽放泵及泵站設施417.1瓦斯抽放泵選型417.1.1規(guī)定417.1.2選型原則4

9、17.1.3瓦斯泵參數(shù)計算417.1.4瓦斯泵類型427.2 瓦斯抽放系統(tǒng)安裝447.2.1瓦斯抽放系統(tǒng)安裝的基本要求447.2.2瓦斯抽放泵的安裝447.2.3附屬設施安裝447.3 瓦斯抽放泵房46第八章 安全技術措施488.1抽放系統(tǒng)及井下移動抽放瓦斯泵站安全措施488.1.1瓦斯抽放鉆場管理488.1.2采空區(qū)抽放管道的拆裝498.1.3瓦斯抽放管路管理508.1.4瓦斯泵安全措施508.2抽放報表管理51第九章 瓦斯的綜合利用與配套設施539.1 瓦斯抽放系統(tǒng)配套設施539.1.1給排水、采暖及供熱539.1.2供電及通信539.1.3防雷設施539.1.4瓦斯抽放泵站照明549.2

10、監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)549.2.1監(jiān)測監(jiān)控的參數(shù)549.2.2 檢測儀器、儀表的配備54第十章 瓦斯抽放工作管理55結 論56致謝58參考文獻5960第一章 緒 論在煤炭開采過程中，瓦斯爆炸、煤塵爆炸、煤與瓦斯突出、中毒、窒息礦井火災、透水、頂板冒落等多種災害事故時有發(fā)生。在這些事故中尤以瓦斯爆炸造成的損失最大，從每年的事故統(tǒng)計中來看，煤礦發(fā)生一次死亡10人以上的特大事故中，絕大多數(shù)是由于瓦斯爆炸，約占特大事故總數(shù)的70%左右，為此，瓦斯稱為煤礦災害之王。通過對煤礦瓦斯的抽采和利用可以有效防治重特大安全生產事故的發(fā)生。隨著煤炭工業(yè)的發(fā)展，礦井數(shù)量及煤炭產量迅速增加，礦井向深部延伸過程中，一些低瓦斯礦井

11、變?yōu)楦咄咚沟V井和突出礦井，因此需要抽放瓦斯的礦井越來越多，由此帶動了中國煤礦瓦斯抽放技術的迅速發(fā)展，目前瓦斯抽放技術在煤礦生產中得到了普遍的推廣應用。瓦斯抽放系統(tǒng)設計涉及煤礦開采學、井巷工程、通風安全學、煤礦地質學、流體力學和礦山安全技術等諸多學科，本次設計題目中存在一些理想化的條件，但是通過設計，培養(yǎng)了搜集、整理資料和運用所獲資料去解決設計中存在大的問題的能力，提高了撰寫技術文件和解決實際問題的能力。通過設計基本掌握瓦斯抽放系統(tǒng)設計的方法步驟，培養(yǎng)對以后走上工作崗位做了良好的鋪墊。本次設計的是河南煤化鶴煤集團八礦30采區(qū)的瓦斯抽放系統(tǒng)，設計之前，在八礦實習了一個月，對該礦的情況有了一個比較全

12、面的了解。本次設計就是在八礦實際地質條件的基礎上，根據(jù)收集到的數(shù)據(jù)、文本以及圖紙等礦井資料，在老師的指導下，按照老師給出的要求，對礦井瓦斯抽放系統(tǒng)進行設計。設計的主要內容包括：礦井概況；礦井瓦斯賦存；瓦斯抽放必要性和可行性的論證；瓦斯抽放方法的選擇；管網阻力計算；設備選型；瓦斯抽放系統(tǒng)附屬設施；瓦斯的綜合利用及抽放的安全措施和管理等幾個方面。設計的過程是一次理論與實踐有機結合的過程，是理論與實踐升華的過程；對自己在理論與實踐方面都有所提高。在畢業(yè)設計的過程中，經常遇到很多難題，自己有時候感到煩躁和著急，甚至也失去了耐心，確實有些計算和理論對自己來說很有難度，但是我沒有退縮，振作起來，勇往直前，

13、堅持不懈，永不言棄，在老師和同學的幫助下，通過自己的努力，所有的難題都不是了難題，都得以順利解決。第二章 礦井概況2.1交通位置鶴煤八礦位于鶴壁礦區(qū)南部，鶴壁市山城區(qū)鹿樓鄉(xiāng)，北起小莊村，南到柴廠村，其地理坐標為：北緯35°501635°3000東經114°1109114°1242。井田邊界：西北以F45斷層與鹿樓鄉(xiāng)小莊橋煤礦為界，北以張莊向斜軸與六礦為鄰，南以F53-1斷層和F49斷層為界，分別與柴廠礦和十礦相鄰，西至二1煤層露頭線，深部邊界為-800m等高線。井田邊界南北走向長5.25km，東西傾向寬1.51.9 km，面積7.9 km2 。交通位置見

14、圖2-1。圖21 鶴煤八礦（圖中陰影）交通位置圖Figure 2-1 Eight Hebi Coal Mine (shaded) Location Map2.2井田地質特征2.2.1 地質構造1、礦區(qū)地質構造演化及分布特征鶴壁煤田位于新華夏系太行山隆起帶之南段東側。東為華北沉降帶，西依太行山區(qū)。煤田呈近南北方向展布。構造形跡以斷裂為主，伴有發(fā)育程度不同的褶皺，并有巖漿巖侵入和噴出巖，總的構造形態(tài)為一走向NNE、傾向SE、傾角50400的單斜構造。區(qū)域構造線展布方向NE、NNE向為主，近SN向斷層次之。煤田南部發(fā)育EW向構造。構造線多呈雁行式，地壘地塹構造相間出現(xiàn). 2、井田地質構造及分布特征八

15、礦位于鶴壁礦區(qū)的南部，總體構造形態(tài)為地層走向近SN傾向E的單斜構造，傾角一般在200360。沿走向發(fā)育了軸向NENEE寬緩的向、背斜褶曲構造，NE及NEE向斷裂發(fā)育。（1）褶曲：經勘探和采掘實際控制的褶曲有三個向斜和三個背斜，均為較寬緩的褶曲從北向南分別為：張莊向斜、鹿樓背斜、桐家莊向斜、南窯背斜、扒廠向斜、柴廠背斜。（2）斷層：井田內，構造以斷層為主，是影響采區(qū)與工作面劃分的主要因素。-400m以淺，共有斷層109條，通過勘探和采掘生產證實，巖巷中見到，煤層中未見（巖斷煤不斷）的20條，實際在煤層中的斷層有89條，其中落差20m的斷層有8條。落差1020m的斷層有9條，落差10m的有72條，

16、除一水平四采區(qū)之外，井田內其它地區(qū)的斷層分布在6個斷層帶，從南到北有F53斷層帶、13F6-13F1斷層帶、F50-11F6斷層帶、11F4-22F2斷層帶、12F12斷層帶、24F4-24F1斷層帶。多分布在礦井南翼。此外在-400800m范圍內，在故縣村和扒廠村之間作了三維地震，發(fā)現(xiàn)斷層25條。褶皺對二1煤層厚度的影響：本井田內褶皺形態(tài)寬緩，對煤層厚度影響甚微，但在斷層附近，由于受擠壓應力的影響形成的小型褶皺，則容易對二1煤層厚度產生影響。由于煤層相對于圍巖來講，柔塑性強，使煤層形態(tài)產生變化，甚至將煤層擠入圍巖的裂隙中。斷層對二1煤層厚度的影響：在八礦井田范圍內，由于斷裂的拉張與擠壓作用使

17、煤層厚度變薄是常見的現(xiàn)象。原來認為由于沉積變化形成的“薄煤帶”，多數(shù)是由于斷裂作用形成的。原來認為礦區(qū)內斷裂以高角度正斷層為主，對低角度正斷層研究甚少。然而在八礦井田內低角度正斷層同樣發(fā)育。高角度正斷層形成的無煤帶和煤層變薄帶呈狹窄的條帶狀，而低角度正斷層形成的無煤帶和變薄帶，是一個相當寬的條帶。地質構造綱要圖，詳見圖2-2。圖2-2鶴煤八礦井田地質構造綱要圖Figure 2-2 Hebi Coal Mine Field eight outline map of geological structure2.2.2 含煤地層及煤層本礦區(qū)的含煤地層為石炭二迭系地層，包括石炭系中統(tǒng)本溪群、上統(tǒng)太原群

18、，二迭系下統(tǒng)山西組，下石盒子組，二迭系上統(tǒng)上盒子組，煤系地層厚920m。主要含煤地層為太原群和山西組。太原群為煤組，含煤3-12層，煤層總厚5.23m，其中部分可采者2層，平均煤厚1.68m，含煤系數(shù)4.5%。山西組為二煤組，含煤13層，平均總厚6.79m。二煤層位于山西組底部，為本礦主要的可采煤層，層位穩(wěn)定。煤層結構簡單，局部在煤層底部含12層夾矸。煤層變化北翼煤層比較厚，平均7.43m，南翼煤層比較薄，平均5.87m。在400m以上，據(jù)分布比較均勻的379個見煤點統(tǒng)計，煤厚1.914.0m，平均煤厚6.75m，變異系數(shù)25.7%，可采性系數(shù)為1，屬較穩(wěn)定煤層。煤厚分布范圍主要在4.019.

19、0m之間，在此范圍的煤厚占83.7%。二煤層：黑色，金剛光澤，條痕黑色微帶淺灰色，均一狀和條帶狀結構，硬度小，松散易破碎，塊煤較少。據(jù)1989年礦井地質報告，1962、1963、1965、八礦西井混合試樣，篩分結果為：25mm占23.77%，025mm占76.23%。1985、1986、1987年，三年的篩分結果為：大于100mm占4.6%，10050mm占8.5%，500mm占86.9%。本礦二煤層，屬于中等可選煤至很難選煤。二煤層為中灰特低硫特低磷貧瘦煤，中高-高熱值發(fā)熱量，其工業(yè)用途為優(yōu)質動力用煤。(1)構造軟煤厚度二1煤層是八礦主采煤層，本煤層具有層位穩(wěn)定、易于對比、結構簡單復雜、分布

20、較廣的特點，煤層中局部含有夾矸，夾矸巖性為泥巖或炭質泥巖；屬于基本全區(qū)可采的中厚厚煤層。但是煤厚變化大，分布也很不穩(wěn)定，其變化特征如下：煤厚變化大。礦井煤厚變化在勘探期間鉆孔所見煤厚和生產期間采掘揭露中所見煤厚都表現(xiàn)十分明顯，據(jù)井田內222個勘探鉆孔揭露的煤厚資料統(tǒng)計，煤厚變化在014之間，平均煤厚6.75m，其中煤厚>8m和<4m的較小，頻率較低，煤厚基本穩(wěn)定在49m，頻率達83.7%.煤層沿走向和傾向都具有較大的變化，主要特征表現(xiàn)為厚薄煤帶相間分布，煤厚局部呈突變關系，煤層整體上呈似層狀、藕節(jié)狀或透鏡狀。從相鄰礦井實際回采揭露的情況來看煤厚變化遠比勘探揭露的煤厚變化復雜，也大的

21、多，在兩個厚煤鉆孔間可能存在薄煤區(qū)，在兩個薄煤鉆孔間也可能存在厚煤區(qū)。煤層厚度經常在短距離內發(fā)生較大的變化，從局部來看，煤層厚度變化規(guī)律不明顯。井田大部分為3.018m的厚煤區(qū)，薄厚煤區(qū)一般呈不規(guī)則的較小塊段孤立分布，規(guī)律性不明顯。自南向北各分區(qū)平均煤厚分別為5.87m、和7.43m，有逐漸增厚的趨勢。（2）構造軟煤分布特征根據(jù)區(qū)域二1煤層厚度變化及本區(qū)構造發(fā)育特征，構造軟煤分布有以下特點：八礦井田構造全層發(fā)育，根據(jù)現(xiàn)場實際觀測，構造軟煤具有以下特征：黑色、金剛光澤、條痕黑色微帶淺灰色，均一狀和條帶狀結構，硬度小、松散易碎、塊狀較少，上部和下部多為半亮型煤，中部以半亮型煤為主但夾有暗淡型和半暗

22、淡型煤。煤的原生結構和構造已遭到嚴重破壞，煤體中偶夾粉煤壓固而成的塊煤，強度很低，指壓易碎，屬全層構造煤。平均容重1.40t/m3，孔隙度為7.38%，鏡煤最大反射率2.38%。實驗室測試煤的堅固性系數(shù)f值變化在0.10.6之間，平均0.26；P變化在10.525.3之間，平均22.4。根據(jù)防治煤與瓦斯突出規(guī)定關于構造煤分類方案，煤體破壞類型應屬IIIIV類煤。研究表明，發(fā)生煤與瓦斯突出要有一定厚度的構造軟煤。研究區(qū)二1煤構造軟煤全層發(fā)育，因此，八礦井田二1煤厚特征也就代表了研究區(qū)構造軟煤厚度特征。根據(jù)坑透勘探及生產揭露以及河南理工大學鶴壁煤電公司八礦煤與瓦斯突出危險性預測等資料分析，八礦煤層

23、煤厚沿傾向和走向變化均較大。煤層底板凸起區(qū)煤厚變薄，凹陷區(qū)煤厚增大。一般認為煤層底板凸起區(qū)為小型背斜，凹陷區(qū)為小型向斜，因此也可認為背斜使煤層厚度減薄，向斜使煤層厚度增大。煤層底板在走向和傾向上一般都呈波狀起伏，這種波狀起伏可能反映的是古地理形態(tài)或者后期褶皺構造，也可能是二者的疊夾，不管是哪一種情況，遇到底板起伏變化均可與煤厚變化聯(lián)系起來綜合分析判斷。二1煤層位于山西組底部，層位穩(wěn)定。山西組是在海退的總背景下形成的，二1煤層是潮坪沼澤的產物。潮坪環(huán)境地形較平坦，大面積分布，水分和礦物質營養(yǎng)供給較充分。在陸殼不斷抬升，海水緩慢后退，氣候溫暖潮濕，植物大量生長發(fā)育，沉降和補償相對均衡的條件下，泥炭

24、沼澤長期持續(xù)發(fā)育，形成了分布廣、厚度大的二1煤層。但由于微環(huán)境的變化，導致了煤厚的變化。區(qū)內北翼煤層厚度較大，為穩(wěn)定煤層，南翼煤層厚度較小，為較穩(wěn)定煤層，則與聚煤時期環(huán)境的差別有關。一般來說，成煤時期地勢起伏不大，泥炭沼澤化持續(xù)時間長，沼澤賦水深淺變化較小，易形成厚度大且穩(wěn)定的煤層。聚煤時期微環(huán)境的不同，同樣也影響到小范圍內的煤層厚度變化。在一個采面內，工作面往前推進時，遇到煤厚變化是常見的事，除去構造原因之外，則可能與泥炭沼澤沉積時的基底不平有關。同生沖刷作用是在煤層直接頂板形成之后，河流對煤層的沖刷作用。它沖刷了煤層的偽頂和直接頂，甚至沖刷掉部分或全部煤層，煤層的直接頂則被砂巖所取代。本礦

25、僅在北翼局部地段出現(xiàn)這種情況。2.2.3 煤層瓦斯、自然及爆炸傾向性八礦于2002年8月經撫順煤科院鑒定為煤與瓦斯突出礦井。2009年礦井瓦斯鑒定結果：絕對瓦斯涌出量為35.08m3/min，相對瓦斯涌出量為22.58m3/t。煤層瓦斯含量12.118.6m3/t，瓦斯壓力為1.31.5Mpa。煤炭自燃傾向性為三類，不易自燃，自燃發(fā)火期為145天，煤塵具有爆炸性，爆炸指數(shù)為14.72%.八礦自1993年3月26日，第一次突出發(fā)生至今，全礦有資料記載的各類突出共發(fā)生9次。其中北翼地區(qū)7次，南翼地區(qū)2次，始突標高-340m，埋深494m。1、斷層、褶皺構造對瓦斯賦存的影響（1）斷層對煤層的瓦斯影響

26、：以桐家莊向斜為界，南部大中型斷層發(fā)育區(qū)，成帶狀分布，并且為正斷層。F53-1、F53、23F2、13F5、F58、13F1、F50、Fs9、Fs17、等一系列斷層，以及有其控制的次一級斷層，構成了交叉狀瓦斯輸導通道，為瓦斯逸散創(chuàng)造了條件，這使得南部煤層瓦斯含量較北部低，煤層瓦斯涌出量南翼小北翼大。（2）褶曲對煤層瓦斯的影響：褶曲是受到地質構造運動過程中強烈的推擠作用的產物，有背斜、向斜表現(xiàn)形式。在八礦多屬于封閉性構造。由于北翼構造以褶曲為主，使得該區(qū)域主要受鹿樓背斜、桐家莊向斜、張莊向斜控制，褶曲軸部瓦斯涌出量大。特別是鹿樓背斜，受到擠壓作用，形成高能瓦斯的富集區(qū)，瓦斯突出危險性大。2、頂、

27、底板巖性對瓦斯賦存的影響：二煤層直接頂?shù)装寰鶠槟鄮r、砂質泥巖較厚，頂板平均厚度6.58m，為瓦斯聚集起到了良好的封閉作用，砂巖比在01之間，砂巖比越大，反映統(tǒng)計層段內砂巖層厚度大，不利于瓦斯的保存。二1煤層老頂為大占砂巖（S10），直接頂板為灰黑色泥巖及砂質泥巖，不利于瓦斯逸散。頂板基巖厚度是指研究煤層上覆除沖積層之外的所有地層厚度。由于不同煤層以上煤系厚度的差異影響，造成頂板基巖厚度在研究區(qū)內縱、橫向上的變化。在第四系松散厚度較小和橫向差異不大的礦區(qū)或井田，頂板基巖厚度和埋藏深度的影響基本上是相當?shù)摹．數(shù)孛鏄烁咦兓淮髸r，研究煤層底板標高也能較好地表征頂板基巖厚度。就煤層瓦斯自然流場的縱、橫

28、向上的運移而言，以沿煤層的橫向運移為主導；由于煤與圍巖性質的差別，垂直煤層層面及其它方向的縱向運移往往是微弱的。一般來講，隨著煤層上覆基巖厚度的增大，煤層承受的靜壓力增大，不僅使瓦斯的縱向和橫向運移條件變差，而且使煤對瓦斯的吸附能力增強，賦存條件變好。但若上覆基巖厚度較小，且與地表有連通的斷層和裂隙，造成煤層瓦斯與大氣的相互交換，瓦斯的縱向和橫向運移又是明顯的。所以，煤層上覆基巖厚度或煤層埋藏深度的變化，往往是影響煤層瓦斯賦存的主要地質因素。在瓦斯風化帶以下，煤層瓦斯含量、瓦斯壓力和瓦斯涌出量都與深度的增加有一定的比例關系。一般情況下，煤層瓦斯壓力隨著埋藏深度的增加而增大。隨著瓦斯壓力的增加，

29、煤與巖石中游離瓦斯量所占的比例增大，同時煤中的吸附瓦斯逐漸趨于飽和。因此從理論上分析，在一定深度范圍內，煤層瓦斯含量亦隨埋藏深度的增大而增加。通常情況，煤層底板標高、基巖厚度和沖積層厚度三者與煤層埋藏深度對瓦斯賦存的影響是一致的，結合八礦實際情況，二1煤層受斷層切割影響比較大，基巖厚度對瓦斯賦存的影響稍弱，而基巖上覆沖積層厚度較大，阻礙瓦斯逸散，對瓦斯賦存影響比較明顯。相對瓦斯涌出量與底板標高呈負相關，和沖積層厚度呈正相關。3、巖漿巖分布對瓦斯賦存的影響井田內巖漿巖主要分布在井田北部。巖漿巖露頭見于小營村南，寺彎河南岸的孤立小山包。76-21孔于孔深122.9162.5m穿過玄武巖。井下在北翼

30、總回風巷、1402軌道下山與1402中間巷交匯處、14021工作面南端、材料下山下部、1404車場井下鉆探、采區(qū)軌道下山繞道，-195北大巷等處均有揭露。其巖性均為深灰色玄武巖，具氣孔構造。氣孔大小不一，無充填物，斑狀結構。產狀為巖脈狀，并有分叉現(xiàn)象，地面呈現(xiàn)小型巖蓋。據(jù)冷泉補勘報告中記載的野外實際觀測資料，玄武巖位于第三系鶴壁組及龐村組之上或侵入其中，可見巖漿噴發(fā)或侵入時期應晚于龐村組。玄武巖體上覆地層為第四系下更新統(tǒng)（Q1）。據(jù)此，將玄武巖噴發(fā)的地質時代定為第三紀上新世晚期。玄武巖對圍巖的烘烤及熱力變質作用不強，對二1煤層的影響不大。例如：14021工作面南端二1煤層被玄武巖取代，其周圍的

31、煤層賦存狀態(tài)未受大的影響，煤層產狀基本正常，緊靠巖漿巖體0.30.4m的煤層被烤焦，再遠測肉眼觀察煤質不受影響。又如76-5孔，位于寺彎河南岸巖漿巖小山包腳下，煤質化驗結果，較其它鉆孔揮發(fā)分（Vr為11.74%）有所降低，硫分（SQf為0.50%）升高，但仍為低硫貧瘦煤。4、煤層埋深及上覆基巖厚度對瓦斯賦存的影響：從燕山運動太行山隆起之后，至第三系開始沉降，石炭二疊系地層出露于地表，受到剝蝕破壞，煤層的瓦斯沿煤層露頭逸散，使淺部瓦斯含量大大降低。另外，太行山東緣斷裂帶包括了一系列斷裂，總體方向NNE方向沿展。主體隱伏于第四系之下，地表沒有直接出露，斷裂活動控制了新生代以來的盆地的沉降歷史。由于

32、該區(qū)域淺部大中型斷層發(fā)育，而且全部為正斷層，加速了煤層瓦斯的釋放，深部瓦斯受到深部壓扭性斷裂構造控制，儲藏于煤（巖）層之中。所以，淺部煤層瓦斯涌出量小，深部煤層瓦斯涌出量逐漸加大。5、巖溶陷落柱對瓦斯賦存的影響實際揭露一個陷落柱，位于井田北翼一水平運輸下山與軌道下山之間。運輸下山、軌道下山、煤倉、上倉皮帶、-195北大巷、14101皮帶下山均穿過陷落柱。陷落柱在平面上呈長園狀，長軸方向N47°E，最大寬度40m，長116m。柱體和正常巖層的接觸面凹凸不平，呈60°85°的傾 斜面。接近柱體的巖層裂隙發(fā)育，柱體內巖石無層次。泥質巖石為主，夾有灰白色的砂巖塊和粘土、砂

33、質泥巖塊。巖塊大小不一，最大者有0.4m3，并有少量的煤碎屑和煤粉。柱體潮濕 、滴水、瓦斯較大?？傮w來講，此陷落柱對煤層開采影響不大。6、瓦斯分布及預測八礦從1961年到2002年，全礦井年平均瓦斯相對涌出量10.37m3/t。一水平從1961年到1998年，礦井年平均瓦斯相對涌出量9.14m3/t，二水平從1998年到2002年，礦井年平均瓦斯相對涌出量13.05m3/t。該礦從1993年至2004年，共發(fā)生煤與瓦斯突出9次，突煤量最多為96t（2004年3月20日），突出瓦斯量最多為9855m3（2003年11月23日），2002年鑒定為煤與瓦斯突出礦井?？偟膩碚f，八礦瓦斯涌出的基本規(guī)律是

34、北翼大，南翼小，深部大、淺部小。但不同的時間，相對瓦斯涌出量并不均衡，它是隨著開采水平的延深，相對瓦斯涌出量呈現(xiàn)逐漸增大的趨勢。在這之間，也有個別年份偏高、偏低的情況，也有標高高的工作面比標高低的工作面瓦斯涌出量大的情況。八礦井田內，瓦斯地質特征總體表現(xiàn)為不均衡性，即沿傾向方向的變化是淺部小、深部大，沿走向方向的變化為北翼大、南翼小。井田內瓦斯地質特征分述如下：（1）相對瓦斯涌出量沿傾向方向的變化隨著埋深的增加，相對瓦斯涌出量增大。北翼的瓦斯梯度值為3.857.91 m/(m3/t)，百米相對瓦斯涌出量增長率為12.6425.95(m3/t)/100m，增長量大；南翼的瓦斯梯度值為12.951

35、13.68m/(m3/t)，百米相對瓦斯涌出量增長率為0.887.72(m3/t)/100m，增長量緩慢。影響相對瓦斯涌出量沿傾向方向分布的如此規(guī)律的地質因素如下：沿煤層露頭的瓦斯逸散從燕山運動太行山隆起之后，至第三系開始沉積，石炭二迭系地層出露于地表，遭受剝蝕破壞，煤層的瓦斯沿煤層露頭逸散，使淺部瓦斯含量大為減少。這一過程時間相當長，直至第三系沉積后，煤系地層才又呈現(xiàn)基本封閉狀態(tài)。瓦斯沿煤層露頭逸散應是影響瓦斯深部大、淺部小的主要地質因素。淺部小斷層發(fā)育，全礦井有大小斷層89條，一水平出現(xiàn)的就有78條。斷層多，部分瓦斯沿斷層層面逸散。一水平煤巷下山多，如集中主下山、副下山、軌道下山、運輸下山

36、、自溜下山等，煤層被切割，對瓦斯起到了釋放的作用。(2)相對瓦斯涌出量沿走向方向的變化八礦井田以中央進風井為界分為北翼和南翼，相對瓦斯涌出量也相應的分成兩個區(qū)。就同一埋深，相對瓦斯涌出量北翼高于南翼。相對瓦斯涌出量北翼是南翼的1.445.34倍。影響北翼瓦斯涌出量大的地質因素分析鹿樓背斜是北翼的主體構造，北與張莊向斜，南與桐家莊向斜相毗鄰。鹿樓背斜是一個褶皺寬緩的傾伏背斜。從生產揭露的資料證實，背斜部分，裂隙發(fā)育，但斷層較少。煤層的直接頂板泥巖和砂質泥巖較厚。為瓦斯集聚起到了良好的封閉作用。背斜部位裂隙發(fā)育，煤質松散，為毗鄰的張莊向斜、桐家莊向斜地區(qū)的瓦斯在地應力作用下，向背斜部位運移，提供了

37、通道和聚積的空間。影響南翼瓦斯涌出量小的地質因素分析在井田范圍內，落差大于20m的大、中型斷層有8條，其中6條分布在南翼。這些大、中型斷層，把南翼的煤層切割成條帶狀，煤中的瓦斯沿斷層帶的裂隙直接逸散，或煤中的瓦斯通過對盤透氣性好的巖層泄出去?？拷蟆⒅行蛿鄬犹?，瓦斯涌出量顯著減少。在井田范圍內，落差大于20m的大、中型斷層有8條，其中6條分布在南翼。這些大、中型斷層，把南翼的煤層切割成條帶狀，煤中的瓦斯沿斷層帶的裂隙直接逸散，或煤中的瓦斯通過對盤透氣性好的巖層泄出去?？拷?、中型斷層處，瓦斯涌出量顯著減少。2.2.4 井田水文地質鶴壁煤田為隱伏煤田，煤系地層露頭廣泛被第三系所覆蓋。本井田內第三

38、系礫巖含水層底部，普遍存在一層厚薄不等的粘土隔水層，使煤系地層含水層的補給條件受到限制。根據(jù)以往地質勘探及礦井開采實見資料，井田范圍內含水層共有五個.自下而上分別為：中奧陶統(tǒng)馬家溝灰?guī)r巖溶裂隙含水層（O2），距二煤層平均156.1m；太原群二層灰?guī)r巖溶裂隙含水層（C3L2），距二煤層，平均128.60m，距奧灰平均33m，平均厚度7.19m；太原群八層灰?guī)r巖溶裂隙含水層（C3L8）距二煤層平均41.72m，平均厚度5.74m；二煤層頂板砂巖裂隙含水層（S10），距二煤層平均6.28m，平均厚度9.81m；第三系礫巖裂隙孔隙含水巖組（N），共有礫巖114層，一般為56層，單層厚度為0.7086.

39、20m，總厚度為15.62141.60m，大致從卓坡地塹向東，成扇形展布。O2 、C3L2 含水層在井下無揭露。S10、C3L8含水層在井下揭露較多，含水量較小，補給條件差，以消耗靜儲量為主，并隨著礦井開采而逐漸被疏干。N含水層主要是井筒揭露，其涌水量占全礦的80%以上。對煤層深部開采無直接影響。各含水層之間，都具有相對穩(wěn)定的隔水層，越流補給量很小。在沒有斷層、陷落柱等構造因素的影響下，N礫巖、S10砂巖、C3L8灰?guī)rC3L2灰?guī)r和O2灰?guī)r之間沒有水力聯(lián)系。礦井水文地質類型為中等。2.3礦井開拓、開采概況八礦為中型礦井，年產量81萬噸。可采儲量為33Mt。1958年建井，1960年投產，初期礦

40、井設計生產能力為0.1Mt/a，19701974年擴建為0.6Mt/a的中型礦井，2006年核定生產能力為0.81Mt/a。本礦采用立井、斜井混合式開拓，走向長壁采煤法。八礦地面標高為+150+160m ，-195m以上一水平，-195-400m為二水平，-400-650m為三水平，-650m-800m為四水平。三水平已經開采，在三水平和二水平之間增設了-520輔助水平，以自然構造為界，每個水平劃分為南、北、中三個采區(qū)，目前礦井開采主要區(qū)域為-520輔助水平，分別南翼31采區(qū)，中央30采區(qū)和北翼32采區(qū)，開采區(qū)域埋深為620m左右，掘進地區(qū)最深部開采深度為740m。第三章 礦井瓦斯賦存3.1

41、煤層瓦斯基本參數(shù) 2009年礦井瓦斯鑒定結果：絕對瓦斯涌出量為35.08m3/min，相對瓦斯涌出量為22.58m3/t。煤層瓦斯含量12.118.6m3/t，瓦斯壓力為1.31.5MPa。煤層透氣性系數(shù)2.624.78m2/MPa·d，屬于可抽放煤層。3.2 30采區(qū)瓦斯儲量根據(jù)MT5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規(guī)范第3.0.1條規(guī)定，礦井瓦斯儲量應為礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層及圍巖瓦斯儲量之和?？砂聪率接嬎悖篧=W1+W2+W3 (3-1)式中 W礦井瓦斯儲量，Mm3；W1可采煤層的瓦斯儲量，Mm3；W1=A1iX1i (3-2)Ali

42、礦井可采煤層i的地質儲量，MtX1i礦井可采煤層i的瓦斯含量，m3/t；3004工作面走向長540m工作面斜長150m，工作面可采量73.1萬噸。3003工作面走向長540m工作面斜長140m，工作面可采量68.2萬噸。30021南II工作面未采的可采儲量4.5萬噸，本采區(qū)其他部分煤已采完畢。煤層瓦斯含量12.118.6m3/t，平均瓦斯含量15m3/t。W1=（73.1+68.2+4.5）×15=145.8×15=2187萬m3W2受采動影響后能夠向開采空間排放的各不可采煤層的瓦斯儲量，Mm3；W2=A2iX2i (3-3)A2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層

43、的地質儲量，Mt；X2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的瓦斯含量，m3/t；因鄰近層煤層非常薄而且距可采煤層非常遠，所以鄰近層瓦斯涌出量幾乎為零，在此幾乎可以忽略不計，所以視為零計算。W3受采動影響后能夠向開采空間排放的圍巖瓦斯儲量，Mm3，實測或按下式計算：W3=K(W1+W2) (3-4)K圍巖瓦斯儲量系數(shù)，一般取K0.050.20。此處K取0.1W=W1+W2+W3 =W3=2187萬m3+0+0.1×(W1+W2) =2405.7萬m33.3可抽瓦斯量及可抽期3.3.1瓦斯抽放率根據(jù)MT5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規(guī)范第3.0.3條規(guī)定：設計瓦斯抽放率，可根

44、據(jù)煤層瓦斯抽放難易程度、瓦斯涌出情況、采用的抽放瓦斯方法等因素綜合確定；也可參照鄰近生產礦井或條件類似礦井的數(shù)值選取。抽放率指標應符合現(xiàn)行的礦井瓦斯抽放管理規(guī)范的有關規(guī)定。根據(jù)AQ1027-2006煤礦瓦斯抽放規(guī)范第8.6.3條規(guī)定：采用綜合抽放方法的礦井：礦井抽出率應不小于30%；對于設計來說，瓦斯抽放率的確定應符合以上標準的要求，也可以參照AQ礦井瓦斯抽放管理規(guī)范中第4.2條進行選取。礦井（或采區(qū)）瓦斯抽放率的測定與計算：在瓦斯抽采站的抽采主管上安裝瓦斯計量裝置，測定礦井每天的瓦斯抽采量。礦井瓦斯抽采量包括井田范圍內地面鉆井抽采、井下抽采（含移動抽采）的瓦斯量。每月底按式（6）計算礦井月平

45、均瓦斯抽采率。 （3-5）式中 礦井月平均瓦斯抽采率，%；礦井月平均瓦斯抽采量，m3/min；礦井月平均風排瓦斯量，m3/min按照2010年11月全礦井瓦斯抽放月報表，月風排瓦斯量83.64萬m3，月完成瓦斯抽放量65.17萬m3，計算得=44%，參考全礦井瓦斯抽放率數(shù)據(jù)從而對30采區(qū)的瓦斯抽放率進行設定。另外根據(jù)消突規(guī)定必須將噸煤瓦斯含量降到8m3/t以下，按照平均瓦斯含量15m3/t，每噸煤必須至少抽出瓦斯7m3，則瓦斯抽放率為7/15=46.7%，考慮到富裕系數(shù)，所以瓦斯抽放率設計為50%3.3.2可抽瓦斯量可抽量是指礦井瓦斯儲量中能被抽出的瓦斯量，由下式計算： (3-6)式中：Wkc

46、 礦井瓦斯可抽量，萬m3；k 礦井瓦斯抽放率，按照生產礦井的現(xiàn)狀預計，以及目前礦井抽采技術水平，k 設計為50%；Wk 礦井瓦斯儲量，萬m3W kc= 50%×2405.7萬m3=1202.85萬m3。3.3.3可抽期根據(jù)MT5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規(guī)范第3.0.4條及AQ1027-2006煤礦瓦斯抽放規(guī)范第5.3.5都規(guī)定：礦井或水平的抽放年限應與其抽放瓦斯區(qū)域的開采年限相適應。由于煤層屬于低透氣性高瓦斯煤層，因此對于整個礦井來說，在礦井抽放系統(tǒng)已經確立的情況下，其服務年限應和礦井服務年限一致，對于一個工作面，其預抽期為兩年。3.4瓦斯涌出量預測依據(jù)AQ1018-2006

47、礦井瓦斯涌出量預測方法。鑒于本礦的采掘部署、瓦斯參數(shù)、煤層參數(shù)等具體情況，礦井瓦斯涌出量預測采用分源預測法。3.4.1回采工作面瓦斯涌出預測工作面瓦斯涌出量可分為二部分：本煤層瓦斯涌出和圍巖瓦斯涌出。設計30采區(qū)工作面平均采高為6.8m，工作面長150m，走向長度540m，根據(jù)3002、3003、3004總儲量145.8萬t，年產量80萬t，礦井除30采區(qū)還有31、32兩個采區(qū)的兩個工作面正在回采，30采區(qū)按照年產30萬噸的速度推進，按照工作日340天計算，平均每天推進0.62 m，煤層瓦斯含量12.118.6m3/t。預測過程如下： (3-7)式中 q1開采層瓦斯涌出量，m3/t；圍巖涌出系

48、數(shù)，取1.2；采面回采率倒數(shù)，回采率取值90%，所以取1.11；，L工作面長度， 150m；h掘進巷道預排等值寬度，m；如無實測值可按表3-1選取，取值10.5；Kf取決于煤層分層數(shù)量和順序的分層瓦斯涌出系數(shù)，分兩層開采，根據(jù)AQ1018-2006，第一層1.504，第二層0.496。煤層瓦斯原始含量，12.118.6m3/t。運出工作面煤的殘存瓦斯含量，根據(jù)AQ1018-2006當揮發(fā)分在1218%，高變質煤的瓦斯含量大于10 m3/t時，取3 m3/t。表3-1 巷道預排瓦斯帶寬度值h（m）Table3-1 Roadway width of the value of pre-dischar

49、ge gas巷道煤壁暴露時間T/d無煙煤瘦煤或焦煤肥煤、氣煤及長焰煤 256.5 9.0 11.5 507.410.513.0 1009.012.416.0 16010.514.218.0 20011.015.419.7 25012.016.921.5 30013.018.023.0根據(jù)Kf第一層1.504，第二層0.496，第一層開采時當瓦斯含量取最大值18.6m3/t時有最大瓦斯涌出量計算得26.8m3/t。第二層開采時當瓦斯含量取最小值12.1m3/t時，瓦斯涌出量有最小值計算得5.17m3/t。30采區(qū)回采工作面產量，保守估計30萬t/a，按照工作日340天計算，計算得工作面瓦斯涌出量

50、見表3-2。表3-2 30采區(qū)回采工作面瓦斯涌出量預測值Table3-2 Coal gas flow-volume predictive value of Mining coal mining采區(qū)設計產量瓦斯含量相對瓦斯涌出量預測絕對瓦斯涌出量預測30采區(qū)回采第一層30萬t/a12.118.6m3/t 15.6826.8m3/t9.616.4m3/min30采區(qū)回采第二層30萬t/a12.118.6m3/t5.17 8.86 m3/t3.175.43m3/min3.4.2鄰近層瓦斯涌出量鄰近層瓦斯涌出量采用下式計算： （3-8） 式中： 鄰近層相對瓦斯涌出量，m3/t；第i個鄰近層煤層原始瓦斯

51、含量，m3/t，如無實測值可參照開采層選?。坏趇個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t，如無實測值可參照開采層選取；第i個鄰近層煤層厚度，m；工作面采高，m；第i個鄰近層瓦斯排放率，%。當鄰近層位于冒落帶中時，。當采高小于4.5m時，按下式計算或按圖3-1選取。 （3-9） 式中：第i鄰近層與開采層垂直距離，m；受采動影響頂?shù)装鍘r層形成貫穿裂隙，鄰近層向工作面釋放卸壓瓦斯的巖層破壞范圍，m。開采層頂、底板的破壞影響范圍按建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設于壓煤開采規(guī)程中附錄六的方法計算。當采高大于4.5m時，按下式計算： （3-10）式中：第i鄰近層與開采層垂直距離，m； 工作面采高，m； 工作

52、面長度，m。該礦二1煤層與鄰近層距離遠，涌向開采層的可能性小，按0m3/t進行計算。3.4.3掘進工作面瓦斯涌出量預測掘進工作面瓦斯涌出量包括掘進時煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出： (3-11)式中 掘進工作面瓦斯涌出量，m3/min；煤壁瓦斯涌出量，m3/min；落煤瓦斯涌出量，m3/min。(1)掘進工作面煤壁瓦斯涌出量 在巷道掘進過程中，巷道周圍煤層中的瓦斯壓力平衡狀態(tài)遭到破壞，煤體內部到煤壁間存在著壓力梯度，瓦斯就會沿煤體裂隙及孔隙向巷道泄出。單位時間內單位面積暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）隨著煤壁暴露時間的延長而降低。通常暴露6個月后煤壁瓦斯涌出基本穩(wěn)定。其計算公式為： (3-

53、12)式中： 掘進巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min； 巷道斷面內暴露煤壁面的周邊長度，m；對于厚煤層，=2×3.2+4=10.4，及分別為巷道的高度及寬度； 巷道平均掘進速度，取值0.0028 m/min(按120m/mon計算)； L掘進巷道長度，L=540+540=1080m； q0煤壁瓦斯涌出初速度，m3(m2min)，按下式計算： = 0.0260.0004 Vdaf2 + 0.16X0 (3-13)式中: Vdaf煤中揮發(fā)份含量，Vdaf =17%；X0煤層原始瓦斯含量，m3/t，X0取中間值15m3/t。代入數(shù)據(jù)得： =0.11 m3(m2min)； =3.98 m3/m

54、in。(2)掘進工作面落煤瓦斯涌出量 (3-14)式中 掘進巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；v巷道平均掘進速度，m/min，v取0.0028m/min；S掘進巷道斷面積，m2，S取12m2；煤的密度，=1.40t/m3；X0煤層原始瓦斯含量，m3/min，X0取中間值15m3/t；X1煤層殘存瓦斯含量，m3/min，X1取3m3/t。代入數(shù)據(jù)得：=0.56 m3/min。所以，掘進工作面瓦斯涌出量預測值： =3.98m3/min +0.56m3/min =4.54m3/min。圖3-1 鄰近層瓦斯排放率與層間距的關系曲線Figure 3-1 Adjacent layers of gas emission rate and pitch curves1上鄰近層；2緩傾斜煤層下鄰近層；3傾斜、急傾斜煤層下鄰近層3.4.4采空區(qū)瓦斯涌出量采空區(qū)瓦斯涌出量用采煤工作面鄰近層瓦斯涌出量以及掘進工作面瓦斯涌出量總和的20%，采煤工作面的瓦斯涌出量9.5716.4m3/min平均13m3/min。即采空區(qū)瓦斯涌出量：（13+0+4.54）×20%=3.5m3/min3.4.5 30采區(qū)瓦斯涌出量預測結果30采區(qū)一個采