毕业设计 - 唐楠

河南理工大学万方科技学院毕业设计（论文）

摘 要

随着煤矿开采深度的增加，矿井瓦斯问题日益严重。特别是对于高瓦斯矿井和突出矿井，日常生产过程中的最大安全隐患就是瓦斯事故。瓦斯问题不仅直接威胁着矿井工作人员的生命安全，而且间接制约着煤矿企业经济效益的增长。因此，如何能有效遏制瓦斯事故的频繁发生，现已成为制约国家煤炭行业可持续发展的一个关键性问题。

目前，在煤与瓦斯突出矿井中，在不具备开采保护层的前提下应用较为普遍的为瓦斯采抽采技术，它采用底板穿层钻孔预抽、上下顺槽打顺层平行钻孔预抽、顶板高位钻孔抽放和采空区埋管抽放、上隅角抽放相结合的瓦斯抽放方法，可以有效将煤层瓦斯含量降低到安全指标以下，从而可以对工作面进行安全回采。

根据平煤六矿现有的各项地质资料以及矿井瓦斯状况，该矿井可以而且必须进行瓦斯抽采工作。因此，本设计针对这一要求，通过采用“底板岩巷穿层钻孔煤巷条带预抽法”掩护工作面机巷和开切眼的安全掘进并结合使用“顺层钻孔采前抽采法”抽采工作面开采区域瓦斯，消除工作面煤层突出危险性；丁一采区的工作面回采过程中瓦斯涌出量较大易造成工作面上隅角瓦斯积聚超限宜采用“顶板走向穿层钻孔抽采法”；为减少采空区瓦斯涌出导致上隅角瓦斯超限的次数，采空区采用“埋管抽采法”。对该矿井进行瓦斯抽采设计，从而使得该矿井的瓦斯治理工作能够得到科学管理，生产工作能够达到安全高效的水平。

关键词：煤与瓦斯突出矿井 瓦斯抽采 顺层平行钻孔 高位钻孔 上隅角抽放

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Abstract

As the increase of mining depth of the coal mines, the mine gas problem has been more and more serious. The gas accident is the maximum security in the course of daily production, especially for the high gas mine and outburst mine. It not only threatens the coal mine staffs’ life satety, but also restricts the growth of the coal mine enterprise’s economic benefits. Therefore, it has been a key problem that restricts the coal industry’s sustainable development of the state that how we can contain the frequent occurrence of the gas accidents effectively.

At present, in does not have under the condition of mining protective layer, the gas drainage technology has been widely applicated relatively in coal and gas outburst mine, which includes crossing holes from floor to pre-pump, beating parallel hole drilled along seam in the under and lower crossheadings to pre-pump, beating highlyloacted holes to pre-pump and discharge, burying tubes to pump in the goaf and drainaging in the upper corner. The combination of these methods can reduce the gas content in the coal seam under the safety index so that we can mining safely in the working face.

According to the six mine of Pingdingshan mining geological data and the existingmine gas, which can and must be mine gas drainage work. Therefore, the design for this request, through the use of \driving rock roadway crossing boreholes in coal roadway with pre extraction\cover and lane face machine cut hole and using \borehole before extraction method\drainage and mining area gas face, eliminate work face outburst danger; coal face Dingyi mine gas emission in the great cause of working face gas accumulation in the upper corneroverrun should adopt the \of borehole drainage method\in order to reduce the goaf gas emission caused

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the number of gas overrun the upper corner angle, gob uses \pipe mining method\The mine gas drainage design, Of the mine gas extraction from design, making the mine gas control work can get scientific management and production work to achieve safe and efficient level.

Keywords：coal and gas outburst mine gas drainage parallel hole drilled along seam highlylocated hole drainaging in the upper corner

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目录

1 引 言 ............................................................................................................1

1.1 设计的目的与意义 .............................................................................1 1.2 设计依据 .............................................................................................2 1.3 设计的指导思想 .................................................................................2 1.4 设计的主要技术方法 .........................................................................3 2 矿井概况 ........................................................................................................4

2.1 井田概况 .............................................................................................4

2.1.1 位置与交通 ..............................................................................4 2.1.2 地形地貌 ..................................................................................5 2.1.3 水文 ..........................................................................................5 2.1.4 气候 ..........................................................................................5 2.1.5 地震 ..........................................................................................6 2.2 井田地质特征 .....................................................................................6

2.2.1 地层 ..........................................................................................6 2.2.2 构造 ..........................................................................................9 2.2.3 煤层 ........................................................................................12 2.2.3.1 石炭系上统太原组 .....................................................................12 2.2.3.2 二叠系 .........................................................................................14

2.2.4 煤层顶底板岩性及稳定性 ....................................................15 2.2.5 煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性 ............................................18 2.2.5.1 瓦斯 .............................................................................................18 2.2.5.2 煤尘 .............................................................................................19 2.2.5.3 煤的自燃倾向性 .........................................................................20 2.2.5.4 水文地质 .....................................................................................20 2.3 矿井开拓、开采概况 .......................................................................21

2.3.1井田境界 .................................................................................21 2.3.2 矿井资源/储量 ......................................................................21 2.3.2.1资源储量估算结果 ......................................................................21 2.3.2.2矿井服务年限 ..............................................................................21

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2.3.3 井田开拓 ................................................................................22 2.3.3.1 井田开拓方式 .............................................................................22 2.3.3.2 水平划分 .....................................................................................23 2.3.3.3 井田回采工艺 .............................................................................23 2.4 矿井通风系统概况 ...........................................................................27 3 矿井瓦斯赋存情况 ......................................................................................29

3.1煤层瓦斯基本参数 ............................................................................29

3.1.1 煤层瓦斯压力 ........................................................................29 3.1.2 煤层瓦斯含量 ........................................................................29 3.1.3 煤层透气性系数 ....................................................................30 3.1.4 钻孔瓦斯流量衰减系数 ........................................................31 3.2 二水平煤层瓦斯储量 .......................................................................31 3.3 二水平丁一采区瓦斯涌出量预测 ...................................................32 3.4 二水平可抽瓦斯量及可抽期 ...........................................................37

3.4.1可抽瓦斯量 .............................................................................37 3.4.2瓦斯抽采量计算 .....................................................................37 3.4.3瓦斯抽采率 .............................................................................38 3.4.4瓦斯可抽期 .............................................................................40

4 瓦斯抽采的必要性和可行性论证 ..............................................................41

4.1 瓦斯抽采的必要性 ...........................................................................41

4.1.1 规定 ........................................................................................41 4.1.2 通风处理瓦斯量核定 ............................................................42 4.2 瓦斯抽采的可行性 ...........................................................................42 5 抽采方法 ......................................................................................................44

5.1 规定 ...................................................................................................44 5.2 丁一采区瓦斯来源分析 ...................................................................45

5.2.1 分析依据 ................................................................................45 5.2.2 分析结果 ................................................................................45 5.3 抽采方法选择 ...................................................................................46

5.3.1 本煤层瓦斯抽采方法 ............................................................46

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5.3.2 邻近层瓦斯抽放方法 ............................................................47 5.3.3 采空区瓦斯抽采方法 ............................................................47 5.3.4 其它情况 ................................................................................47 5.4 钻孔及钻场布置 ...............................................................................48 5.5 丁一采区抽采设计 ...........................................................................49

5.5.1 丁一采区瓦斯构成分析 ........................................................49 5.5.2 丁一采区抽采方案的确定 ....................................................49 5.5.2.1 掘进工作面瓦斯抽采 .................................................................49 5.5.2.2 回采工作面本煤层采前瓦斯抽采 .............................................51 5.5.2.3 回风巷顶板走向高位钻孔抽采 .................................................52 5.5.2.4 采空区埋管抽采 .........................................................................54 5.6 封孔方法 ...........................................................................................55

5.6.1 封孔材料 ................................................................................55 5.6.2 封孔长度 ................................................................................56

6 瓦斯抽放管路系统及设备选型 ..................................................................57

6.1 抽放管路选型及阻力计算 ...............................................................57

6.1.1规定 .........................................................................................57 6.1.2 阻力计算 ................................................................................58 6.1.2.1 瓦斯抽放管径选择 .....................................................................58 6.1.2.2 管路摩擦阻力计算 .....................................................................60 6.1.2.3 管道局部阻力计算 .....................................................................61 6.2 瓦斯抽放泵选型 ...............................................................................63

6.2.1 规定 ........................................................................................63 6.2.2 选型 ........................................................................................63 6.2.3 计算方法 ................................................................................63 6.2.4 瓦斯泵类型 ............................................................................65 6.3 辅助设备 ...........................................................................................67

6.3.1瓦斯抽采管路附属装置 .........................................................68 6.3.2瓦斯抽采泵站主要附属设施配备 .........................................70

7 经济概算 ......................................................................................................73

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7.1 编制依据 ...........................................................................................73 7.2 费用概算范围 ...................................................................................73

7.2.1 投资范围 ................................................................................73 7.2.2 概算结果 ................................................................................73 7.3 技术经济分析与评价 .......................................................................73 8 安全技术措施 ..............................................................................................75

8.1 抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施 ...............................75 8.2 地面抽放瓦斯站安全措施的要求 ...................................................75 8.3 抽采系统及抽采泵站的安全措施 ...................................................77

8.3.1 抽采系统安全措施 ................................................................77 8.3.2 抽采泵站安全措施 ................................................................77 8.4 安全管理措施 ...................................................................................78 致 谢 ..............................................................................................................79 参考文献 ..........................................................................................................80

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1 引 言

平顶山天安煤业股份有限公司六矿为一座生产矿井，是平顶山天安煤业股份有限公司的大型骨干矿井之一。该矿1958年破土动工,1970年正式投产，设计生产能力90万吨/年，2007年矿井核定年生产能力320万t，实际生产原煤329万t，井田内剩余储量服务年限为36年。现主要开采丁、戊煤层，该矿矿井井田面积29.47平方公里，工业资源/储量为23735万t，可采储量为 16202.9万t。矿井采用分区与中央并列混合式通风方式，抽出式通风方法。2005年被鉴定为突出矿井。矿井现采用立、斜井多水平混合开拓方式，开采方法均采用走向长壁下行垮落采煤法，采煤工艺为综采和综掘。

为贯彻执行党和国家的“安全第一, 预防为主，综合治理”的安全生产方针和国家安全生产监督管理局制定的“先抽后采, 以风定产, 监测监控”的煤矿安全生产管理方针, 该矿已在井下安装了为回采工作面服务的移动式瓦斯抽放泵站和与其相配套的瓦斯抽放系统，抽出的瓦斯直接排放到矿井的回风系统中。随着矿井瓦斯涌出量的增大，总回风的瓦斯浓度较高，另外，井下移动泵站的管理也比较复杂。对平煤六矿进行瓦斯抽采设计，建立地面抽放泵站是非常必要的和可行的。

1.1 设计的目的与意义

⑴本设计是在完成本科教学的全部学习任务之后所进行的一次综合性学科设计，此次设计可以将我们所学的关于煤矿方面的专业基础知识，如《煤矿地质学》、《煤矿开采学》、《通风安全学》、《矿井瓦斯防治》、《矿井灾害防治理论与技术》等方面的知识进行系统性的学习和巩固，从而将我们所学到的理论知识拓展到更高一个层次。

⑵通过此次设计，我们可以进一步熟悉和掌握矿井生产的各个系统以及各个系统之间的协调关系；同时我们也可以对目前国内外煤矿行业的生

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产与安全有一个初步的认识与了解。

⑶通过此次设计，我们可以培养自己遇到问题独立思考的习惯，以及提升我们分析问题、解决问题的能力，可以将所学的理论知识很好地与实际生产相结合。

⑷平煤六矿是一个煤与瓦斯矿井，矿井瓦斯问题不仅直接威胁着矿井工作人员的生命安全，而且也间接制约着该煤矿企业经济效益的增长。而通过对该矿井进行瓦斯抽采，一方面可以在一定程度上遏制煤层瓦斯的突出，给矿井工作人员提供一个相对安全的工作环境，另一方面可以将瓦斯这种优质资源加以合理利用，给该企业带来可观的经济效益，同时也降低对环境的污染具有良好的环境效益。

1.2 设计依据

⑴《煤矿瓦斯抽采规范》（AQ1027-2006），中华人民共和国安全生产行业标准，2006；

⑵《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》(GB50471-2008)，中华人民共和国国家标准，2008；

⑶《矿井瓦斯抽采管理规范》，中华人民共和国煤炭工业部，1997； ⑷《煤矿安全规程》，国家煤矿安全监察局，2011；

⑸《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006），国家安全生产监督管理总局，2006；

⑹《煤炭工业矿井设计规范》(GB50215-2005)，中华人民共和国国家标准，2005；

⑺《防治煤与瓦斯突出规定》，国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局，2009。

1.3 设计的指导思想

当前和今后一个时期煤矿瓦斯治理工作，要深入贯彻科学发展观，坚

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持“以人为本”和“安全发展”，坚持“安全第一，预防为主，综合治理” 的安全生产工作方针和“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理工作方针，着力建立“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理工作体系。平煤六矿矿作为一个突出矿井，在结合自身开采技术条件的情况下，依靠科技进步，加大安全投入，在地面建立了永久抽放瓦斯系统和井下临时抽放瓦斯系统，多措并举，应抽尽抽，从而保证“抽、掘、采”平衡、效果达标。具体指导思想为以下几个方面：

⑴严格按照矿井瓦斯抽采的相关规定进行设计，保证矿井瓦斯抽采系统安全可靠，确保矿井安全生产；

⑵在符合规范要求，满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；

⑶尽量利用原有的巷道、管道，少增加开拓费用；

⑷设备、管材选型留有余地，能满足矿井改扩建后的需求； ⑸采用较先进瓦斯抽采工艺技术，且符合实际。

1.4 设计的主要技术方法

本次设计主要分四个阶段进行：

⑴前期对已收集矿井的相关原始资料进行整理，并借助网络工具查阅相关于瓦斯流动规律和瓦斯抽采相关方面的书籍和文献。

⑵中期开始按照大纲要求着手做毕业设计，设计内容要求真实可靠。在设计过程中要利用好网络和图书馆这两个工具，若遇到有疑问的地方要及时与指导老师进行交流或向其请教。

⑶后期对设计内容进行进一步整理和完善，并完成相关图纸的绘制任务。之后，将设计初稿交予指导老师，请其进行悉心修改并提出宝贵建议。

⑷最后，将指导老师反复修改过后的设计进行最终完善，装订成册，并对设计内容进一步熟悉，为答辩做好准备。

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2 矿井概况

2.1 井田概况

2.1.1 位置与交通

工业广场位于平顶山市西北龙山南坡，距市区约8Km，有市1路、33路公交车直通矿工业广场。矿区专用铁路经井口分别在宝丰、焦店与国铁接轨。平顶山火车站向东至漯河孟庙火车站约70Km与京广线相接，向西至宝丰火车站约28Km与焦枝线相接。以平顶山市为中心，分别有高速公路、高等级公路通往许昌、郑州、南阳、洛阳等市，与临近县、乡均有公路相通，交通极为便利，见图2-1。

焦颖汝州市柳禹州市河线北郏县汝207国道河石龙区131国道宝丰县平六矿宝襄城县南许孟311国道昭平台水库鲁山县白龟山水库平顶山市线高河河道207国311国道沙速叶县图2-1 六矿交通位置图

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2.1.2 地形地貌

平顶山矿区地处汝河以南、沙河以北的低山丘陵地带。自西向东有红石山、龙山、擂鼓台、落凫山、平顶山、马棚山等组成的地表分水岭，山脊呈北西走向，南坡较陡，北坡较缓。矿井位于其西部，井田内最高点龙山，标高+464.24m，最低点吴庄村，标高+128m。相对高差336.24m，工业广场及主、副井位于龙山南坡，基本为一北高南低的单面山地貌。 2.1.3 水文

井田内地表水体不发育，外围南部有沙河和白龟山水库，北部有汝河，均呈北西至南东流向，在岔河附近两河汇合，属淮河水系。河流流经平原区，河床宽阔，坡度平缓。沙河，最大流量为3300 m3/s，旱季流量为0.8 m3/s；汝河距井田边界9.5km，洪峰流量为3000 m3/s，旱季流量为0.28 m3/s，最高水位为标高83.79m。 2.1.4 气候

区内属暖温带大陆性半湿润季风气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，据平顶山气象站历年资料：

气 温：最高气温42.6℃（1966年7月19日），最低气温-18.8℃（1955年1月30日），历年平均气温为14.9℃。冰冻期一般为11月至次年3月，最大冻土深度140mm（1977年1月30日）。

降水量：年最大降水量1461.6mm（2000年），最小降雨量373.9mm（1966年），年平均降水量742.6mm，月最大降水量481.3mm（2000年7月）。最大连续降水天数9天（1964年4月13日～21日）。雨季集中在7、8、9三个月。最大积雪厚度220mm。

蒸发量：年最大蒸发量2825mm（1959年），最小蒸发量1490.5mm（1964年）。月最大蒸发量408.9mm（1959年7月），月最小蒸发量40.7mm（1957年1月）。蒸发量大于降雨量。

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风 速：常年主要风向为北东向，最大风速24m/s，平均风速2.8m/s。 2.1.5 地震

据历史记载，河南省有史以来的八次地震中，七次对本区有较大的影响，其中，破坏性较大的有：1556年叶县地震和1820年4月4日许昌县东北乡发生的大地震。

根据国家地震区划资料，本区属地震烈度Ⅵ度区。

2.2 井田地质特征

2.2.1 地层

井田位于李口向斜的南西翼，平顶山矿区中西部，为一向北偏西倾斜的单斜构造，地表除龙山一带有二叠系上统石千峰组平顶山砂岩有出露外，大部被第四系覆盖，经钻探揭露和邻区资料，地层自下而上有：寒武系、石炭系、二叠系、三叠系和第四系。其中，寒武系构成上伏煤系地层石炭、二叠系的基底。

a 寒武系（∈）

（1）中统徐庄组（∈2x）

下部为灰、青灰色中厚层状泥质条带灰岩、白云质灰岩、鲕状白云质灰岩与黄绿色砂质泥岩；底部为褐色海绿石石英细砂岩；中部为灰～深灰色中层状泥质条带白云质灰岩，鲕状白云质灰岩与黄绿色砂质泥岩互层；上部主要为灰～深灰色厚层状灰岩，间夹绿色页岩、鲕状灰岩、致密灰岩及含海绿石砂岩和灰岩，厚50～250m。

（2）中统张夏组（∈2Zh）

下部主要为灰～深灰色厚层鲕状灰岩，间夹致密块状灰岩、泥质条带灰岩、豆状灰岩；上部主要为深灰色厚层状白云质灰岩、具不明显鲕状灰岩。厚60～220m。

（3）上统崮山组（∈3g）

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主要为灰～深灰色厚层状白云质灰岩，具不明显细鲕状结构，顶部风化后呈灰黑色，钻孔揭露厚度大于30m。

b 石炭系（C） （1）本溪组（C2b）

底界自寒武系灰岩顶面，顶界止于太原组L7灰岩底面，厚1.0～16.5m，平均5.53m，上部主要为灰～灰白色，具豆状及鲕状结构铝土泥岩；下部为紫褐色斑块状铝土泥岩，含黄铁矿结核，局部地段硫铁矿富集成矿。同下伏寒武系崮山组呈平行不整合接触。

（2）太原组（C2t）

自铝土泥岩顶面止黑色海相泥岩或L1、L2灰岩顶面，地层厚50～72m，平均厚62.6m，

底界自铝土质泥岩底面，顶界止于黑色海相泥岩或L1、L2灰岩顶面，主要由深灰色灰岩、泥质粉砂岩、泥岩、砂岩和煤层组成，间夹薄层菱铁质泥岩和含海绵骨针化石的硅质泥岩。含灰岩4～11层，常见7层；含煤5～13层，其中，仅一5（庚20）煤层可采。

c 二叠系(P)

发育地层主要有：下统山西组与下石盒子组及上统上石盒子组和石千峰组，主要由陆源沉积的砂岩、砂质泥岩、泥岩和煤层组成，厚860m左右，为区内主要含煤地层。

（1）下统(P1) 山西组(P11)

底界自黑色海相泥岩或L1、L2灰岩顶面，顶界止于砂锅窑砂岩底面，主要由浅灰色细粒砂岩、粉砂岩和深灰色砂质泥岩和煤层组成。含煤4～5层，其中二1、二2（己16－17、己15）为区内主要可采煤层。顶部常见紫斑泥岩(小紫泥岩)。厚87～114m，平均厚105.3m，与下伏地层呈整合接触。

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下石盒子组(P12)

自砂锅窑砂岩底面止田家沟砂岩底面。下部为紫红、暗紫色泥岩、粉砂岩(大紫泥岩)及细～中粒砂岩；中上部为深灰色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成。含煤12～20层．其中可采和局部可采煤层4～6层。厚284～311m，平均厚304.4m，与下伏地层呈整合接触。

（2）上统(P2) 上石盒子组(P21)

自田家沟砂岩底面止平顶山砂岩底面。主要为灰～灰绿色泥岩、粉砂岩、砂质泥岩、砂岩及薄煤层。含煤6～15层，均不可采。中部含有硅质海绵骨针岩，横向分布稳定，地表特征明显，是对比上石盒子组可靠标志之一。厚295～334m，平均321m，与下伏地层呈整合接触。

（3）石千峰组(P22)

自平顶山砂岩底面止“小红斑”砂岩底面。下部为浅灰、灰白及肉红色中～粗粒长石石英砂岩(俗称平顶山砂岩)，夹薄层粉砂及细砂岩，底部常见有5～10m含砾粗砂岩及0.2～0.3m透镜状或薄层状铁质砂岩。碎屑颗粒分选磨圆中等，粒度自下而上由粗变细，具平行和大型斜层理。厚109.23～134.95m，平均122.8m。在龙山分水岭一带有出露，节理裂隙发育，岩石较破碎；中上部主要为砖红色砂质泥岩及砂岩，具有绿色斑点。砂岩呈球状风化，层面上富含细小白云母片，具波状及包卷状层理，与下伏地层呈整合接触。

（4）三叠系刘家沟组（T11l）

自“小红斑”砂岩底面止第四系不整合面。下部主要为褐红色厚层状中至粗粒石英砂岩，夹钙质粉砂岩，砂岩中含有大量红色斑点（俗称小红斑砂岩），具大型交错层理，层面上常见波痕、雨痕等构造；中上部主要为褐红色砂质泥岩、粉至细砂岩及砾屑灰岩，砂质泥岩中含有大小不一的砾石。砾屑灰岩呈透镜状或薄层状夹于砂质泥岩中，具水平和波状层理。

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与下伏地层呈整合接触，厚度大于280m。

d 第四系(Q)

主要为黄土、粘土、亚粘土及砾石层，厚0～30m，平均10.2m。与下伏地层呈角度不整合接触。 2.2.2 构造

井田位于李口向斜西南翼，锅底山正断层的北东盘。受其影响，井田基本为一向北东缓倾斜的单斜构造，地层倾角8～12°，一般10°左右，褶皱与断裂构造均较简单。 2.2.2.1褶皱

大型褶皱不发育，仅见煤层沿走向的的波状起伏，以及由断层旁侧伴生的次级宽缓褶皱，相对较大的有山庄向斜。该向斜位于井田西南部锅底山断层附近47-8、46’-7孔至46-10孔一线，轴向北西35°，延伸约1900m。南翼较陡，倾角20°左右，靠近锅底山断层，煤层倾角增大；北翼较缓，倾角12°左右，为一不对称的斜歪宽缓褶皱构造。据47和46′勘探线揭露，向斜核部四（戊）煤段至二（己）煤段地层厚度显著增大。 2.2.2.2 断层

经勘探和采掘生产揭露，井田内落差15m以上的断层共8条，见表2-1。

（1）锅底山正断层（F1）

为矿区控制性主干构造，西起十一矿，经五矿与六矿，三矿与七矿之间及平顶山市区，向东延至八矿南部，呈NW-SE向展布，断层走向大致同李口向斜平行。断层面倾向SW，为NE盘抬升，SW盘下降的正断层，落差沿走向60～220m不等，倾角30～70o，一般为50～60o。据五矿-220m石门揭露，断层带宽4～5m，带内填隙物主要为灰白色铝土质泥岩，中夹砂砾岩透镜体，断层倾角60°，落差100m。断层带封闭性好，不含水、不导水。

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表2-1 主要断层特征一览表

断层产状(°)

断层编号 锅底山正断层 山庄一号逆断

层

山庄二号逆断

层 马沟正断层

位 置

倾 向

倾 角

井田西南部 205~235 50~60 井田西南部 230~235 井田西南部 230~240 井田西南部

260

5~70 40 78

落 差 (m) 60~220 5~80 5~15 15~30 30~60 70~100 45 20~60

延展长度（m） 7000 3600 1150 1350 1100 800 900 1400

控制程度 可靠 可靠 可靠 基本可靠 基本可靠 可靠 基本可靠 基本可靠

F2正断层 F1-1正断层 F1-2正断层

刘家正断层

井田西南部 200~210 50~70 井田西南部 220~225 58~73 井田西南部 190~240 井田北东部

260

60 65

该断层经本矿井南部通过，走向在47线以南为312°，47线以北渐转为350°。断层面倾向南西，倾角58～70°，落差70～220m。井田西南缘延伸7000m，构成本井田西南部同五矿的自然边界。该断层由49-13、46-6、46-7、46-8、44-11、45-17和43-20等钻孔直接揭露，由49-14、44-12、48-7和43-9等钻孔控制。位置与落差，依据充分可靠，见图2-2。

46-6N37°30＇E126.07+100+50±0 46-7131.63 46-8131.69 丁4 46-9146.35 46-10152.64 46-12173.04 46-13X:374200206.22P21-3PP1-12110m 丁5-6戊8P21-2 丙3∠48-50-100-150-200-250-300-350-400-450-500-550°2-31戊9-H=10P2-21锅底山54°三号正锅分二底号断1支分山P1支一断层断号层层C3分P2-11己16-17己己1156-庚21702-1P1P1143∠-H=°5030m戊9-10 丁4 丁5-6C380m=5-H°-70∠0戊8戊9-10F18∠H=230°0m山庄隐伏逆断层山庄隐伏庚20逆庚20∈3逆H=20m己1庚6-1720断断层己15己16-17层二号分支逆断层∈3F1F3支断层F8∠庚20F2F11F10图2-2 锅底山及旁侧断层发育特征剖面图 10

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（2）山庄一号逆断层

位于井田西南边缘，锅底山断层的北东侧，并与其大致平行。走向320～325°，延伸约3600m。断层面倾向南西，倾角5～70°，落差5～80m。沿断层面,倾角上缓下陡，落差上小下大特征显著，在四3（戊8）煤层断层面倾角附近变缓，止五（煤层底板尖灭（见图2-2）。该断层由46-10、2丁5～6）46-12和47-18等钻孔实际揭露，由46-9和46-13孔控制，控制程度可靠。在断层破碎带，可见有糜棱岩、破碎角砾岩及压扁和圆化的构造透镜体存在。 （3）山庄二号逆断层

位于井田西南边缘，一号逆断层和锅底山断层之间，走向320～330°，延伸长约1150m，倾向南西，倾角40°左右，落差5～15m。该断层具有一号逆断层特征，沿断层面，落差上部小，下部大，并消失于五2（丁5～6）煤层底板（见图2-2）。主要由46-9、46-10、46′-21、46′-7、47-12和47-8等孔揭露，依据充分可靠。 （4）马沟正断层

位于井田西南部，锅底山断层的北东侧，与锅底山正断层走向大致一致，走向350°，倾向260°，倾角78°，落差15～30m，延伸长1350m。断面清晰，破碎带宽7m，带内可见构造角砾岩及具明显劈理化现象。该断层在马沟村附近出露良好，有1307和1308号地质点和48-19、47-5孔控制，位置及落差基本可靠。

（5）锅底山一号分支隐伏正断层（F2）

位于锅底山正断层和二号逆断层之间，走向290～300o，延伸长1100 m，倾向南西，断层面上陡下缓，由70o渐变为50o，落差30～60 m。该断层由47-7钻孔揭露，控制程度基本可靠。 （6）F1-1正断层

为锅底山断层的分支断层，走向310～335o，延伸长约800 m，倾向西南，断层面上陡下缓，由73o渐变为58o，落差70～100 m。由47-14钻孔揭

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露，47-7钻孔控制，控制程度可靠。 （7）F1-2正断层

为锅底山断层的分支断层，走向280～330o，延伸约900m，倾向南西，倾角60o左右。落差45m。主要由45-17和45-6等钻孔控制，控制程度基本可靠。

（8）刘家正断层

位于井田西北部，走向350°，倾向260°，倾角65°，落差20～60m，延伸长1350m。主要由45-13、44′-37、44-22、38-26和37-29等孔控制，控制程度基本可靠。 2.2.3 煤层

区内含煤岩系为石炭系太原组、二叠系山西组、下石盒子组和上石盒子组，其中以太原组、山西组和下石盒子组含煤为主，见图2-3。

2.2.3.1 石炭系上统太原组(C2t)

主要由灰岩、砂质泥岩、泥岩、砂岩及煤层组成，厚50～72m，平均62.6m。含灰岩4～11层，常见7层（由上至下为L1～L7），灰岩中富含蜓科、珊瑚、腕足类、海百合、苔藓虫、孔虫动物化石及燧石结核或燧石条带，多数灰岩构成煤层直

接顶板；含煤5～13层，其中，仅一5（庚20）煤层可采。依据沉积旋回与岩性特征划分为：下部灰岩段、中部砂泥岩段和上部灰岩段。 （1）下部灰岩段，厚18～28m，平均22.5m。由4层浅灰～深灰色生物碎屑泥晶灰岩间夹砂质泥岩和煤层组成。常见L5～L7灰岩3层，含煤3～5层，其中，L5灰岩之下一5（庚20）煤层，沉积较稳定，达到可采厚度。 （2）中部砂泥岩段：厚14～29m，平均20.6m。主要由灰～深灰色砂质泥岩、中细粒砂岩及不稳定的生物碎屑灰岩和2～4层极不稳定薄煤层组成。砂岩层面上富含白云母碎片，泥岩中含植物化石。

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系组煤段地层厚度（m）累计厚度705.89最小-最大平均 岩 性 柱 状......... 煤 层 与 标 志 层岩性特征灰白色中～细粒石英砂岩...........K9田家沟砂岩六煤段798.930～2.151.0166.61～130.8893.04丙3煤......................K8五底砂岩中细粒岩屑石英砂岩二五煤下段66.61～130.8893.040～2.151.01.....丁5-6煤............石叠882.58......................K7四底砂岩岩屑石英砂岩......子四煤0.34～3.721.660.4～5.02.55....戊8煤戊9-10煤K6大紫泥岩....组系段1023.87110.84-176.41141.29...................〈一〉....K5沙锅窑砂岩中粒石英砂岩.............K4大占砂岩己15煤长石石英砂岩山西组二煤段0～9.121.68...............0.58～11.854.18............己16-17煤......1111.8256.25-109.787.95................K3老君庙砂岩黑色泥质粉砂岩石太原一..............................炭组系本溪组寒武系崮山组煤0.4～3.071.41K2L5灰岩庚20段1177.321182.32K1铝土泥岩为浅灰色厚层状白云质灰岩白云岩＞301212.32图2-3 煤系地层综合柱状图

（3）上部灰岩段：厚13～31.5m，平均厚19.5m。主要由1～4层深灰色生物碎屑泥晶灰岩、砂质泥岩、细粒石英砂岩及1～3层不稳定薄煤组

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成。其中，L2灰岩较稳定，含大量燧石结核及燧石条带；L1泥灰岩极不稳定，有时相变为砂质泥岩或泥岩，其顶界构成太原组与山西组分界。灰岩中含蜓科、海百合茎、介形虫、腕足类等动物化石，砂质泥岩及粉砂岩中含动物化石。

2.2.3.2 二叠系（P） a 下统（P1） （1）山西组（P11）

本组为石炭二叠系含煤地层的第二含煤段，与下伏太原组地层连续沉积，顶界为砂锅窑砂岩的底界面，厚87～114m，平均105.3m，以大占砂岩为界，分为上、下两部分：

下部：主要由灰至深灰色泥岩、砂质泥岩、细砂岩和煤组成。含煤3～4层，其中，二1、二2（己16－17、己15）煤，为区内主要可采煤层之一。煤层底板主要为深灰～灰黑色泥岩及浅灰色粉砂岩，砂岩底板主要分布在井田的东部，顶板为深灰色砂质泥岩,含豆状、瘤状菱铁矿结核及星点状黄铁矿和泥质鲕粒。砂岩具水平、波状、压扁状和透镜状及羽状交错层理。由以上沉积特征显示，该段地层应属潮坪沉积环境的产物。

上部：自下而上主要有大占砂岩、香炭砂岩和小紫泥岩构成。大占砂岩，为灰色细～中粒长石砂岩，泥质及钙质胶结，层面上有大量白云母片，楔形与羽状交错层理发育，其岩性和层位均较稳定，是确定二（己）煤段煤层的良好标志层；香炭砂岩，为灰～灰白色中厚层状细～粗粒长石石英砂岩，碎屑颗粒分选性和磨圆度均较好，硅质胶结，具槽状和板状交错层理。顶部泥岩具鲕状结构，含有褐紫色斑点或团块，俗称小紫泥岩。 （2）下石盒子组（P12）

自砂锅窑砂岩底面止田家沟砂岩底面。主要由灰～灰白色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、紫红色泥岩、细～中粒砂岩及煤层组成。含煤12～21层，其中主要可采煤层4层，大面积可采3层。由丰富的舌形贝化石表明，本

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组应属三角洲平原沉积。地层厚284～311m，平均304.4m，与下伏地层呈整合接触。依据岩性和含煤特征自下而上分为四、五和六（戊、丁和丙）三个煤段：

四（戊）煤段（P12-1）：主要由深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩和灰～灰白色细～中粒砂岩及煤层等组成，厚121～160m，平均142.11m。含煤5～9层，可采2层。四2和四3（戊9－10和戊8）煤为本区主要可采煤层之一。

底部砂锅窑砂岩，厚1.2～28m，一般15m左右，为灰白～浅灰色，顶部略带绿色厚层状中粗粒岩屑长石石英砂岩，自下而上粒度由粗变细，底部含有泥砾及泥质包体。其上为大紫泥岩，由紫色斑块泥岩、灰绿色粉砂质泥岩组成，厚5.75～25m，具有明显的鲕状及豆状结构和斑块、团块状构造，常夹有灰绿色少量紫斑、黑斑粉砂岩，层位及横向分布稳定，是确定下石盒子组的良好标志。

五（丁）煤段（P12-2）：主要由灰～深灰色砂质泥岩、粉砂岩及灰白色、浅灰色中～细粒石英砂岩、长石岩屑石英砂岩和煤层组成，厚41～80m，平均63.8m。含煤3～9层，其中五2（丁5－6）煤层为本区主要可采煤层之一。煤段的上、下部均具紫斑泥岩，并富含菱铁质细鲕粒。

六（丙）煤段（P12-3）：顶界止于田家沟砂岩底面，主要由深灰色砂质泥岩、泥岩及浅灰～灰白色细至中粒长石岩屑石英砂岩和煤层组成，厚98.5～133m，平均100.5m。含煤2～5层，其中六2（丙3）煤层沉积稳定，达到可采厚度。煤段上、下部泥岩中常见紫斑，并含有菱铁质鲕粒。 2.2.4 煤层顶底板岩性及稳定性

煤层顶底板稳定性取决于岩石的岩性、结构及物理力学性质，见表2-2。由表中可以看出，砂岩与灰岩抗拉强度最大，其次为砂质泥岩，泥岩相对较低。

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表2-2 煤层顶、底板岩石物理力学性质试验结果一览表

项目名称

比 重 容 重

物 理 性 质

含水量(%) 孔隙率(%) 软化系数 抗压强度(kb/cm2)

力 学 性 质

抗拉强度(kg/cm2) 抗剪强度(kg/cm2)

砂 岩

粉砂岩

砂质泥岩 2.56～3.41 2.51～3.09 0.30～2.77 2.20～11.7 — 160～624 402.2 12.8～34.2 23.1 — 35.0

灰 岩 — 2.63～2.70 — — — 111～129 118.6 45.5～93.1 72.3 — —

泥 岩 2.52～2.7 2.49～2.63 0.8～2.34 1.9～9.10 0.40～0.66 314～585 447.5 15.0～260 19.3 — —

2.69～2.76 2.56～3.19 2.49～2.70 2.56～3.34 0.47～1.20 0.30～1.50 1.09～4.5

1.50～4.90

0.45～0.94 0.21～0.75 163～1174 580.7

294～702 480.0

22.2～51.0 17.8～38.0 34.73

26.2

30.0～63.0 34.0～40.0 41.6

35.5

六2（丙3）煤层：顶板主要为砂质泥岩，老顶为浅灰色细粒石英岩屑砂岩，局部可见深灰色泥岩或炭质泥岩伪顶；直接底板为灰～深灰色砂质泥岩或泥岩，老底为浅灰色细粒长石岩屑砂岩，属较稳定性顶底板。泥岩或炭质泥岩伪顶地段，不易管理，易随煤冒落。

五22（丁5）煤层：顶板主要为砂质泥岩，厚1.0～6.0m，一般0.5m；老顶为灰白色中粒砂岩，岩石致密坚硬，厚10m左右；局部可见炭质泥岩伪顶，厚0.05～0.3m；底板为泥岩或砂质泥岩，厚2～3m。属较稳定性顶底板。炭质泥岩伪顶地段，易随煤冒落，不易管理。

五

1

2（丁6）煤层：直接顶板为泥岩和砂质泥岩，厚

0～1.5m，一般

为0.5m；老顶为中～细粒砂岩，厚5～10m。直接底板为泥岩与砂质泥岩，局部为细砂岩，厚2～3m。顶底板较平整，属稳定性顶底板，

五2（丁5－6）煤层：直接顶板为砂质泥岩和泥岩，老顶为砂质泥岩或

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细～中粒砂岩，局部可见炭质泥岩或泥岩伪顶；直接底板为泥岩与砂质泥岩，局部为细砂岩。顶底板均较平整，属稳定性顶底板。遇泥岩或炭质泥岩伪顶时，易随煤冒落，不易管理。见表2-3。

表2-3 五2（丁5－6）煤层顶底板特征

项 目 直接顶板

顶板

老 顶 伪 顶

底板

直接底板 老 底

岩石名称及特征 深灰色砂质泥岩和泥岩

灰色细砂岩 炭质泥岩或泥岩 灰及深灰色泥岩和砂质泥岩 灰色粉砂岩，局部为泥岩

厚度（m） 两极值 0.5～3.0 1.0～4.0 — 1.0～3.0 1.0～3.0

平均 1.8 3.4 — 2.5 2.2

四3（戊8）煤层：直接顶板主要为砂质泥岩，局部为泥岩，老顶为细～中粒砂岩。直接底板为泥岩和砂质泥岩，老底为中粒砂岩。顶底板均较平整，属中等稳定性顶底板，见表2-4。

表2-4 四3（戊8）煤层顶底板特征

项 目 顶 板 底 板

直接顶板 老 顶 直接底板 老 底

岩石名称及特征 深灰色砂质泥岩或泥岩 灰色细～中粒砂岩，具条带状层理 灰～深灰色泥岩和砂质泥岩 深灰～灰绿色，中粒砂岩，较坚硬

厚度（m） 0.54～4.0 1.4～2.49 1.04～5.12 0～1.0

四21（戊10）煤层：直接顶板为砂质泥岩和细砂岩，厚0.7～7.8m；直接底板为泥岩，厚2～3m。顶底板较平整，但较松软，顶板易垮落，底板易底鼓，属中等稳定性。

四2（戊9－10）煤层：直接顶板为砂质泥岩和砂岩，老顶为砂质泥岩，局部可见泥岩伪顶；直接底板为泥岩，老底为砂质泥岩。顶板较平整，底板较松软，属较稳定性顶底板，见表2-5。

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表2-5 四2（戊9－10）煤层顶底板特征

项 目 直接顶板

顶 板

老 顶 伪 顶

底 板

直接底板 老 底

岩石名称及特征 灰白色中粒砂岩和砂质泥岩 深灰色块状砂质泥岩 深灰色块状砂质泥岩 灰色泥岩，较松软 深灰色砂质泥岩，较松软

厚度（m） 3.2～8.5 0～2.1 0～0.2 0.8～1.7 0.5～1.7

2.2.5 煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性

2.2.5.1 瓦斯 ⑴煤层瓦斯含量

根据矿方提供资料：六矿丁5-6煤层瓦斯含量为3.66～11.5 m3/t，平均瓦斯含量为7.6 m3/t；戊8煤层瓦斯含量为6.2～8.0m3/t，平均瓦斯含量7.1 m3/t；戊9-10煤层瓦斯含量为10.3～14.9m3/t，平均瓦斯含量12.6 m3/t。

⑵矿井瓦斯涌出量

依据近几年瓦斯等级鉴定结果，见表2-6、2-7。矿井瓦斯相对与绝对涌出量：一水平分别为5.48～9.0m3/t和4.41～8.41m3/min；二水平分别为7.05～14.25m3/t和29.83～52.81m3/min；全矿井为4.49～13.01m3/t和30.24～87.61m3/min，2005年起，确定为瓦斯突出矿井。

⑶煤层瓦斯赋存与涌出特征

①垂向上，煤层瓦斯含量与矿井瓦斯涌出量从上部煤层至下部煤层有逐渐增大趋势，二水平明显高于一水平。

②水平方向上，同一煤层，随煤层埋藏深度的增加，煤层瓦斯含量与矿井瓦斯涌出量逐渐增大。

③由于受构造、煤层厚度、顶板岩性和煤层结构等因素影响，煤层瓦斯含量与矿井瓦斯涌出量存在明显的不均衡性和分区分带性。

④受区域构造应力场影响，区内发育的小断层，以压性或压扭性为主，

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透气性差，在遇断层时，瓦斯涌出量有明显增大趋势，尤其北西向断层较显著。

表2-6 矿井瓦斯涌出量鉴定等级汇总表 矿井 一水平 二水平 涌出量 涌出量 涌出量

等 等

相对绝对相对绝对绝对级 级 相对33333m/t m/min m/t m/min m/t m3/min 6.80 34.24 5.48 4.41 7.05 29.83 低 低 8.09 9.30 13.01

52.51 54.47 52.81

突 突 突

7.56 8.03 8.45

8.41 6.33 7.35

低 低 低

8.20 9.50 14.25

44.1 48.14 45.46

涌出量

年

度 2004 2005 2006 2007

等级 低 高 高 高

表2-7 分煤层瓦斯涌出量测定结果一览表

煤层名称 五2

瓦斯涌出量 相对（m3/t） 绝对（m3/min） 相对（m3/t）

四3、四2

绝对（m3/min）

2003 — — 2.23 —

2004 5.0 18.24 11.56 16.0

2005 6.84 31.36 11.11 21.15

2006 7.77 26.5 11.44 27.97

2007 9.25 32.45 36.91 20.36

2.2.5.2 煤尘

一二九队在深部扩勘期间，对井田五、四（丁、戊）煤段煤层煤样进行了煤尘爆炸性试验，见表2-8。试验结果表明，火焰长度70～750mm，需岩粉量70～80%，结论是具有强烈爆炸性。矿井于1976年11月13日曾发生过煤尘爆炸事故。依据2006年矿井对生产煤层煤样鉴定结果，爆炸性指数：五（丁）煤段煤层为37.07～38.50%，四（戊）煤段煤层为36.03～37.62%，均属具有煤尘爆炸危险性煤层。

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表2-8 煤尘爆炸试验结果一览表 测 试 项 目 爆 炸 指 数

火焰长度（mm） 岩粉量（%） （计算值）

37.78 100～730 50～90

470 85 38.31

37.39 70～400 70～80

煤 层 名 称

五2

四3 四2

结 论 有 有 有

2.2.5.3 煤的自燃倾向性

区内各煤层属低～中变质程度的烟煤，测得煤的着火点温度一般在368～360°，经对五、四（丁、戊）煤着火点测试表明，属不易自燃煤层。生产期间对煤层煤样测试结果，亦属不易自然煤层，见表2-9。

表2-9 煤的自燃发火试验一览表

△T1～3 着 火 点 温 度（°） 原 样 352～358 368 361～365

氧 化 样 339～357 367 357～362

还 原 样 358～360 370 362～367

3～10 3 5

自然发

火期 3～6 3～6 3～6

推 测 自燃倾向 不 自 燃 不 自 燃 不 自 燃

煤层名称 五2 四3 四2

2.2.5.4 水文地质

矿井位于平顶山矿区东部水文地质单元的中－深部，地表水体不发育。矿井开采的五和四（丁和戊）煤段各煤层，煤层埋藏深度140～1100m，由于受地形地貌和上伏砂泥岩地层的影响，大气降水补给地下水的条件较弱。经采掘生产揭露表明，矿井主要充水水源为煤层顶板砂岩含水层水，次为回采工作面集聚的老空水，由于砂岩孔隙裂隙含水层弱富水性，通常以滴、淋水形式进入矿井，极少构成突水，矿井实测正常与最大涌水量（1997～2006年）分别为121.0m3/h和154.9m3/h，预测矿井正常与最大涌水量分别为162.0m3/h和186.0m3/h，对矿井安全生产构不成威胁，属水文地质条件简单矿井。

随着矿井开采面积的扩大，深度的增加，顶板水威胁不大，矿井水的

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防治应着重是老空水。

2.3 矿井开拓、开采概况

2.3.1井田境界

自投产以来，井田边界曾多次进行调整，大致范围，北（深部）与郏县、东与一矿、四矿、西与原五矿井田以人为边界毗邻，南及西南以锅底山正断层与现五矿井田为界。井田东西长约7.3km，南北宽约7.6km，面积38.07km2。确切边界依据《中华人民共和国国土资源部2001年4月颁发的采矿许可证》及平煤集团优化边界控制的坐标点范围为准，见表2-10。 2.3.2 矿井资源/储量

2.3.2.1资源储量估算结果

优化井田范围：截至2006年底，保有资源储量，共计36819.9万t，其中：探明和控制的经济基础储量（111b＋122b），共计23735万t；探明与控制的边际与次边际内蕴资源量（2S11和2S22），共计394.7万t；推断的资源量（333），共计10999.0万t；预测的资源量（334）共计1691.2万t。按探明和控制的经济基础储量，计算可采储量共计16202.9万t。

采矿许可证范围：截至2006年底，保有资源储量，共计15266.6万t，其中，探明和控制的经济基础储量（111b＋122b），共计12506.3万t；探明与控制的边际与次边际内蕴资源量（2S11和2S22），共计394.7万t；推断的资源量（333）共计295.0万t；按探明和控制的经济基础储量，计算可采储量共计7649.3万t。

2.3.2.2矿井服务年限

按2007年年核定生产能力320万t计算，考虑1.4的备用系数，矿井剩余服务年限：优化和采矿许可证范围，分别为36.17年和27.92年。若进一步提高深部工程控制程度，增加可采资源储量，服务年限将可延长20年左右。

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表2-10 各煤段边界拐点坐标一览表

拐点编号

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21

X 3744380 3744430 3744420 3744245 3744250 3744460 3744460 3743945 3743500 3743000 3742500 3742000 3741500 3741255 3740975 3740610 3744210 3744290 3744345 3744150 3744060 3744355 3744464 3743790 3743500 3743000 3742500 3741500 3741190 3740805 3740460 3740000 3739500 3739255 3739000 3739220 3739310

五（丁）煤段 Y 拐点编号 38429000 18 38428500 19 38427880 20 38427895 21 38427525 22 38427500 23 38426445 24 38426937 25 38427000 26 38427050 27 38427145 28 38427325 29 38427690 30 38428000 31 38428500 32 38429000 33

四（戊）煤段 38429000 22 38428500 23 38427875 24 38427895 25 38427455 26 38427400 27 38426403 28 38426860 29 38426940 30 38426985 31 38427115 32 38427595 33 38428000 34 38428615 35 38429000 36 38429390 37 38429720 38 38430000 39 38430375 40 38430408 41 38430200 42

X

3739450 3740650 3742880 3743040 3742688 3743650 3743815 3743985 3744030 3743950 3743835, 3743835 3743925 3743985 3744115 3744265 3739797 3739860 3739912 3739970 3740030 3739786 3740650 3742430 3742453 3742221 3743325 3743500 3743640 3743705 3743655 3743610 3743615 3743660 3743750 3743905 3744105

Y 38430345 38431255 38431942 38432912 38434020 38434350 38434000 38433500 38433000 38432500 38432500 38432000 38431000 38430000 38430000 38429500 38429899 38429958 38429890 38429965 38430012 38430588 38431255 38431806 38432656 38433872 38434250 38433860 38433500 38433000 38432500 38432000 38431500 38431000 38430500 38430000 38429500

2.3.3 井田开拓

2.3.3.1 井田开拓方式

本井田为隐蔽型井田，煤层埋藏深度较大，地质条件复杂，采用斜井开拓工程量较大，建井工期较长，投资较高，故采用立、斜井多水平混合开拓方式。

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2.3.3.2 水平划分

矿井目前分两个水平开采，一水平标高为-100 m，采用中央立井、主石门、集中大巷开拓，上下山开采；二水平标高为-440 m，采用皮带主斜井、轨道暗斜井、副立井、主石门、集中大巷开拓，上下山开采。现为一、二水平同时生产，共有丁四、丁一、丁二、戊二四个生产采区，其中丁四采区为一水平（目前已进入残采期），由丁四风井回风，戊二、丁一、丁二采区为二水平，戊二风井承担戊二采区的回风，北山风井承担整个丁一、丁二采区的回风。

2.3.3.3 井田回采工艺 a 采煤工艺

根据煤层赋存条件和现场开采经验，选用走向长壁综合机械化一次采全高采煤法，全冒落法管理顶板，工作面后退式回采。

（1）落煤方式：机械落煤。

采煤机割煤进刀方式：采煤机割煤方式为双向割煤，进刀方式为端部斜切进刀。

（2）装煤

A 靠采煤机滚筒旋转完成落煤和装煤。 B 浮煤靠铲煤板在推溜时堆积装煤。 （3）运煤

A 工作面：SGZ900/1050型双中链可弯曲框架式刮板输送机，1800t/h。 B 机 巷：SZZ900/315型桥式转载机,2000t/h。 （4）设备列车布置

回采期间设备列车布置在机巷距工作面120m处，移动变电站布置在机巷距工作面240m处。

该方案的缺点是：设备列车长度达40—50m,与皮带运输机平行布置在机巷，在工作面回采期间，由于动压影响，巷道变形将影响设备列车的

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拉移，巷道需投入大量人力物力进行扩修，进而影响采面生产进度。

该方案的优点是，设备列车距采面较近，乳化液泵站的供液距离和移动变电站的供电距离都较近，供液压力损失和供电压降小，有利于保障采面设备正常运转。

（5）顶板管理

采用全部垮落法管理顶板。 b 工艺说明

工艺流程：割煤→移架→推移输送机→割煤。

（1）落煤：采煤机端头斜切进刀割煤，采高4.2 m，截深0.8m。 （2）移架：采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机3～5架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距0.8m。

（3）推移运输机：采煤机割煤后，滞后采煤机12～15m，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于15m，按采煤机运行方向依次进行。

c 工艺说明

工艺流程：割煤→推移输送机→移架→割煤。

（1）落煤：采煤机端头斜切进刀割煤，采高4.2 m，截深0.8m。 （2）推移运输机：采煤机割煤后，滞后采煤机12～15m，将运输机推至煤墙，并确保运输机弯曲段不小于15m，按采煤机运行方向依次进行。

（3）移架：采煤机过后及时伸出护帮板护顶，滞后采煤机3～5架，依次顺序移架，顶板破碎地段采用带压移架，移架步距0.8m。

d 设备选型 (1)采煤机选型

① 采煤机应具有的最小生产能力由下式计算： Qh=Qy×f/[D×(N-M)×t×K] 式中：

Qh——工作面设备所需最小生产能力，t/h；

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Qy——要求的工作面年产量，1.0×106t/a； D——年生产天数，300d； f——能力富余系数，1.3； N——日作业班数，3班； M——每日检修班数，1班； t——每班工作时数，8h； K——开机率，0.6。

则Qh=1.0×106×1.3/[300×(3-1)×8×0.6]=451 t/h 采煤机牵引速度： ② 采煤机牵引速度 采煤机平均截割牵引速度Vc Vc=Qh/(60×B×H×γ×C) 式中：

Vc——采煤机平均截割牵引速度，m/min； Qh——采煤机可实现的生产能力，451t/h； H——平均采高，4.2m； B——截深，0.8m； γ——煤的容重，1.4t/ m3 C——工作面回采率，0.95；

则Vc=451/(60×0.8×4.2 ×1.4×0.95)= 1.68m/min ③ 采煤机装机功率

装机功率包括截割电动机、牵引电动机、破碎电动机、液压泵电动机、机载增压喷雾泵电动机等电动机功率总和。装机功率由下式估算：

P=Q×Hw 式中：

P——装机功率，kW；

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Q——采煤机生产率，451t/h；

Hw——比能耗，一般0.6～0.7，取0.7。 经计算P=451×0.7=316kW。 ④ 确定滚筒直径

滚筒直径一般按最大采高的0.6倍考虑，该工作面一次采全高，平均厚度4.2 m，滚筒直径取2.2m。

根据以上分析结果，参照国内外高产高效矿井工作面装备情况，工作面选用国产MG500/1130-WD无链电牵引采煤机。 （2）支架选型

丁5-6—21110工作面煤层属于中厚煤层，结构较为简单，为稳定煤层。煤层直接顶为沙质泥岩，直接底为泥岩。

根据本工作面煤层顶底板情况和煤层赋存条件，参照近年矿区综合机械化开采经验，确定选用支撑掩护式液压支架。

①每组支架工作时顶板载荷

根据顶板岩性分析每组支架在基本顶周期来压时所承受的顶板载荷： P＝8MR＝8×4.2×2.59＝0.87Mpa Q＝PS＝0.87×1410×3780＝4636KN 式中：K—顶板厚度系数，（4-8）取8 M—采高，4.2m； R—岩石密度。 S—顶梁承载面积； ②底板比压验算

支架工作时产生的底板比压小于等于底板容许比压，即 P`=(Q+G)/S`＝(4636＋22.6)／3200×1390＝0.99Mpa 式中：p`—底板比压

G—支架自重，取22.6吨

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S`—支架底座面积，3200×1390m m2 ③安全性能比较

从以上1、2项计算数据知： P＝0.87MPa<0.99～1.02MPa Q ＝4636KN<6400KN P`＝0.99MPa<2.36～4.49MPa

根据工作面平均采高和支护强度的计算结果，工作面选用ZY6400-23/45型支撑掩护式液压支架，支撑高度2.3～4.5m，工作阻6400kN，推移行程0.8m，支架中心距1.5m，初撑力5050kN，对底板最大比压2.36 MPa ～4.49MPa，支护强度0.99～1.02Mpa，支架整体顶梁钢性结构。

端头支护采用走向长钢梁对棚支护。两巷超前支护采用单体液压支柱均配合金属铰接顶梁，超前支护段长度不小于20m。

2.4 矿井通风系统概况

平煤股份六矿矿井通风方式为分区与中央并列混合式通风，通风方法为抽出式通风，共采用3组主要通风机联合运转。一水平主副井、二水平明斜井、北山进风井进风，一水平丁四风井、二水平北山回风井、二水平戊二风井回风共三对风井分别担负丁四采区、丁二采区和丁一采区及戊二采区共四个采区的风量。进风井五个，即一水平主井、二水平主井、副井、南风井和东风井；回风井二个，即北山风井和已三风井。如表2-11所示。目前，矿井需要风量为16591 m3/min，实际风量为19594 m3/min，有效风量为17069 m3/min。

平煤股份六矿现为一、二水平同时生产，现生产采区有4个，分别为丁一下山采区、丁二下山采区、戊二下山采区和丁四采区，现在完全按照分区通风进行管理。丁四采区为一水平，由丁四风井回风；戊二、丁一、

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丁二采区为二水平，戊二风井承担戊二采区的回风，北山风井承担丁一、丁二采区的回风。北山系统的风量为7657 m3/min，风压为3100 Pa，等积孔为2.73 m2；戊二系统的风量为7010 m3/min，风压为4700 Pa，等积孔

为2.03 m2；丁四系统的风量为4927 m3/min，风压为3675 Pa。

表2-11 进回、风井筒数量及风量表 （m/min）

风井类别 风井名称 风井风量

一水平 主井 3254

进风井 二水平 斜井 4221

副井 5383

北山进 风井 4211

丁四回 风井 4494

回风井 北山回 风井 7176

戊二回 风井 7924

3

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3 矿井瓦斯赋存情况

3.1煤层瓦斯基本参数

对于瓦斯抽放来说，煤层瓦斯基本参数包括：瓦斯风化带深度、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤的残存瓦斯含量、煤的孔隙率、瓦斯含量分布梯度、煤层透气性系数、抽放钻孔影响半径、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等。

对于以上参数的确定，根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第5.2.2条规定：新建矿井瓦斯抽放工程设计应以批准的精查地质报告为依据，并参照邻近或条件类似生产矿井的瓦斯资料；改（扩）建及生产矿井应以本矿地质、瓦斯资料为依据。

因此，对于新建矿井，瓦斯基本参数可以参考邻近矿井或条件类似的生产矿井，但在揭露煤层后必须重新确定，瓦斯抽放设计做相应调整；对于改（扩）建矿井及生产矿井，瓦斯基本参数应以本矿资料为依据。 3.1.1 煤层瓦斯压力

据六矿历年实测矿井煤层瓦斯数据，二水平丁

5-6

煤层瓦斯压力

2.1MPa，戊8煤层瓦斯压力1.76MPa，戊9-10煤层按1.78MPa。 3.1.2 煤层瓦斯含量

煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含的瓦斯体积（换算为标准状态），单位是m3/t或mL/g。煤层瓦斯含量也可用单位质量纯煤（去掉煤中水分和灰分）的瓦斯体积表示，单位是m3/t.r。取得煤层的瓦斯含量可以通过如下几种途径：

⑴地勘解吸法 ⑵井下解吸法 ⑶间接法

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根据《平顶山天安煤业股份有限公司六矿矿井生产地质报告》(2007年)知，矿井钻孔煤层煤样瓦斯实测瓦斯含量如表3-1所示。

表3-1 钻孔煤层煤样瓦斯测试一览表

样 品 煤煤顶板煤 瓦斯成份（%） 深 度 层 厚 岩性 类 N2 CO2 CH4

炭质

496.28 1.72 1/3JM 47.38 11.68 40.94

泥岩

523.01 2.28 泥岩 1/3JM 55.01 0.1 44.89

砂质

685.35 五1 3.61 1/3JM 99.63 0.37 0

2泥岩

砂质

750.59 3.87 1/3JM 19.7 1.46 78.84

泥岩 砂质

707.92 3.87 1/3JM 12.23 1.57 86.2

泥岩 炭质

631.91 3.44 FM 9.7 1.35 88.95

泥岩 炭质

710.58 5.56 FM 15.76 1.22 83.02

泥岩 砂质

725.94 2.4 1/3JM 6.88 0.65 92.47

泥岩 砂质

825.31 四21 3.56 1/3JM 26.25 0.85 72.9

泥岩 粉细

777 1.65 1/3JM 40.99 2.36 56.65

砂岩 砂质

765.34 3.6 1/3JM 23.26 1.28 75.46

泥岩

787.5 1.5 FM 6.19 1.57 92.24 泥岩

787.85

1.5

孔号

32-18 36-18 40-24 40-27 40-27 34-18 34-20 36-24- 38-24 40-24 40-26 40-27 40-27

瓦斯含量ml/g

CO2 0.603 0.0019 0.01 0.047 0.033 0.0487 0.0415 0.017 0.011 0.11 0.023 0.104 0.16

CH4 3.224 6.844 11.50 7.579 7.979 13.29 12.82 12.71 10.31 12.64 14.92 12.10 13.78

泥岩

FM 1.51 2.29 96.2

3.1.3 煤层透气性系数

煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，是煤层对于瓦斯流动的阻力，通常用透气性系数表示。透气性系数越大，瓦斯在煤层中流动越容易，透气性系数?在我国普遍用地单位m2/MPa2·d。其物理意义是1m长的煤体，当压力平方差是1MPa2时，通过1m2的煤层断面，每日流过的瓦斯立方米数。1m2/MPa2·d相当于0.025毫达西。根据六矿提供的资料，

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二水平丁组煤层的透气性系数为0.0269～0.0776m2/MPa2·d，属低透气性煤层，煤层瓦斯较难抽采。 3.1.4 钻孔瓦斯流量衰减系数

钻孔自然初始瓦斯涌出强度q0和钻孔自然瓦斯流量衰减系数α是表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数。q0和α值要通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量进行计算求得。具体测定方法为：选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径50～89mm，长30～40m的钻孔，封孔后定期测量钻孔自然瓦斯流量qt，根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti, ，按公式回归qt?q0e??t分析求出q0和α。六矿丁组煤层、戊组煤层钻qi）

孔流量衰减系数分别为0.055 d-1和0.04 d-1，属于可抽采与较难抽采煤层。

3.2 二水平煤层瓦斯储量

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.1条规定，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。可按下式计算：

W?Wl?W2?W3 （3-1）

式中：W——二水平矿井瓦斯储量，Mm3；

W1——二水平矿各可采煤层的瓦斯储量，Mm3；

W2——受采动影响后，向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储

量，Mm3；根据《六矿二水平地质报告》六矿二水平全井田内可采煤层3层，主要可采煤层为丁5-6、戊8、戊9-10煤层，总厚度为8.0米。丙3煤层距丁此W2=0；

W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3。

5-6煤层较远，超过

60m，因

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Wl=∑Ai=1nli1iX （3-2）

式中：Ali——二水平每个可采煤层的煤炭储量，Mt；根据《六矿矿井地

质报告》，丁5-6煤层煤炭储量为28.80Mt，戊8煤层煤炭储量为22.88 Mt，戊9-10煤层煤炭储量为19.74 Mt；

X1i——每个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；根据六矿提供的资料，二

水平丁5-6煤层瓦斯含量为3.66～11.5 m3/t，平均瓦斯含量为7.6 m3/t；戊8煤层瓦斯含量为6.2～8.0 m3/t，平均瓦斯含量7.1 m3/t；戊9-10煤层瓦斯含量为10.3～14.9 m3/t，平均瓦斯含量12.6 m3/t。

n——二水平可采煤层数；二水平可采煤层为丁5-6煤层、戊8煤层

和戊9-10煤层，n=3

代入式（3-2）计算得W1=630.05 M m3；

当围岩瓦斯很小时，W3=0；若含瓦斯量多时，W3可实测或按下式计算:

W3?K(W1?W2) （3-3）

式中：K——围岩瓦斯储量系数，一般取K＝0.05~0.20；这里K取0.1。

计算可得，W=693.06 Mm3。

3.3 二水平丁一采区瓦斯涌出量预测

现有的矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类，一是矿山统计法，另一是根据煤层瓦斯含量进行预测的分源预测法。

六矿属于生产矿井，由于矿井地质构造较复杂各部分瓦斯涌出情况有较大差异性，对于矿井瓦斯预测不宜采用矿山统计法。因此，根据国家2009年发布的行业标准《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》(GB50471 - 2008)，

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并鉴于该矿瓦斯地质工作的实际情况，决定使用分源预测法进行矿井瓦斯涌出量的预测。

本预测中，丁一采区包括一个回采工作面丁5-6 -21110，一个备用工作面，一个掘进工作面丁5-6 -21130。

⑴ 回采工作面瓦斯涌出量

煤层回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为一个预测圆班，采用下式计算。

q采=q1+q2

（3-4）

式中：q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；

q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t； q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；

① 其中开采层瓦斯涌出量q1按下式进行计算。

q1?K1?K2?K3?m(W0?WC) M （3-5）

式中：q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；

K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落发管

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； 全部充填发管理顶板K1取1.1；沙质泥岩等致密性围岩K1取值可能偏小；本矿取1.1；

K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数1.2；

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按下式计算。

K3=（L?2h）/L

(3-6)

式中：L——工作面长度，为210m；

h——掘进巷道预排等值宽度，取15m，参照AQ1018-2006标准表

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D.1;

m——开采层厚度，为5.3m；

M——工作面采高，取开采 煤层厚度4.2m； W0——煤层原始瓦斯含量，为7.93m3/t；

Wc——煤的残存瓦斯含量，取2.12m3/t，参照AQ1018-2006标准附录C。

② 该矿井丁、戊组煤层层间距较大，所以不考虑邻近层瓦斯涌出量。 经计算可得，q采=8.45 m3/t。 ⑵ 掘进工作面瓦斯涌出量

掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，如下式。

q掘=q3+q4

(3-7)

式中：q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

q3——掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min； q4——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。 ① 其中掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算：

q3?D?v?q0?(2L?1) v (3-8)

式中：q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/t；

D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中煤层，

D=2m0，m0为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h跟b分别为巷道的高度及宽度，这里D=2h =8.4m，h为巷道高度4.2m； v——巷道平均掘进速度m/min，按v= 451/(60×0.8×4.2 ×1.4×0.95)= 1.68 m/min选取；

L——巷道长度，为1677m；

min)，参考下式计算。 q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2·

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r2q0?0.026?0.0004(V)?0.16????W0

(3-9)

式中：q0——巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3/(m2?min)；

Vr——煤中挥发分含量，%，取34； W0——煤层原始瓦斯含量，为7.93m3/t。

② 其中掘进巷道落落煤的瓦斯涌出量采用下式计算

q4?S?v???(W0?Wc)

(3-10)

式中：q4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；

S——掘进巷道断面积，为13.8m2；

v——巷道平均掘进速度，m/min，同上；

?——煤的密度，t/m3；取1.4； W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；同上；

Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t ；同上。 经计算可得，q掘=3.31+0.15=3.46m3/min。 ⑶ 生产采区瓦斯涌出量

生产采区瓦斯涌出量采用下式计算。

n?n?K???qcaiiAi??1440?qjuei?1? qqu??i?1A0 (3-11)

式中：qqu——生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；

K?——生产采区内采空区瓦斯涌出系数；考虑各区域瓦斯涌出的不

均衡性，利用分源预测法预测的各区域的瓦斯涌出量需乘瓦斯涌出不均衡系数Kn。瓦斯涌出不均衡系数为该区域内最高瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出量的比值。回采工作面或掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取Kn?1.2~1.5或实际计算值。矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取Kn?1.1~1.3。本设计取1.1；

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qcaii——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，为 m3/t； Ai——第i个回采工作面的日产量，t；

qjue——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，为m3/min； A0——生产采区平均日产量， t。 经计算可得，q丁一=10.90 m3/t；

q丁二=9.20 m3/t； q戊二=12.80 m3/t；

⑷ 矿井瓦斯涌出量

矿井瓦斯涌出量采用下式计算。

′×∑K′q区iA0iq井=n∑Ai=1i=1n

0i (3-12)

式中：q井——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

Q区——第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t，丁一采区相对瓦斯涌

出量为10.90 m3/t，丁二采区相对瓦斯涌出量为9.20m3/t，戊二采区相对瓦斯涌出量为12.80m3/t；

A——第i个生产采区平均日产量，t，根据《六矿瓦斯地质说明书》，

知丁一采区平均日产量为3182 t，丁二采区平均日产量为2910 t，戊二采区平均日产量为3879 t；

K\——采空区瓦斯涌出系数，本设计中取1.2。 经计算可得，qjing=13.75m3/t。 ⑸ 矿井瓦斯涌出预测结果 矿井瓦斯涌出预测结果见表3-2。

表3-2 矿井瓦斯涌出量预测结果

工作面 掘进面 丁一采区 33（m/t） （m/min） （m3/t） 8.45 3.46 10.90

矿井

（m3/t） 13.75

生产区域 预测结果

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3.4 二水平可抽瓦斯量及可抽期

3.4.1可抽瓦斯量

二水平可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法见下式（3-13）。

抽瓦斯量=瓦斯储量×抽放率 （3-13） 由于瓦斯储量可由式（3-1）计算，因此，要得到一个矿井的可抽瓦斯量，关键是要确定瓦斯抽放率。 3.4.2瓦斯抽采量计算

根据《六矿瓦斯地质说明书》得知，本矿井的预测的绝对瓦斯涌出量52.81 m3/min；二水平丁一采区预测的绝对瓦斯涌出量为45.46 m3/min；丁一采区21110工作面预测的绝对瓦斯涌出量预测为18.20m3/min。回采工作面风排瓦斯量为9.6 m3/min，掘进工作面风排瓦斯量按1.12m3/min。

根据《煤矿瓦斯抽采达标规定》，预计回采工作面预抽率，预抽回采工作面的绝对瓦斯涌出量大于等于10 m3/min，同时小于20m3/min，则抽出率应不小于30%；矿井的绝对瓦斯涌出量大于等于40m3/min，同时小于80m3/min，则抽出率应不小于40%。

根据矿井瓦斯预抽效果预计，瓦斯抽放量预测如下： ⑴ 丁一采区预抽瓦斯量计算

丁一采区的绝对瓦斯涌出量为45.46 m3/min，据六矿生产实际，取瓦斯抽采量占绝对瓦斯涌出量的40%，则本采区的预抽瓦斯量为： 45.46×40%=18.18 m3/min。

⑵ 回采工作面本煤层预抽瓦斯量计算

回采工作面的绝对瓦斯涌出量为18.20 m3/min，据六矿生产实际，取

瓦斯抽采量占绝对瓦斯涌出量的30%，则回采工作面的预抽瓦斯量为：

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18.20×30%=5.46 m3/min。

经计算，可得21110回采工作面及备用工作面的本煤层预抽瓦斯预抽

量为5.46m3/min。

⑶ 采空区预抽瓦斯量计算

已知工作面的绝对瓦斯涌出量为18.20m3/min，本煤层回采工作面预抽瓦斯量为5.46m3/min，回采工作面的风排量为9.6m3/min。因此，采空区预抽瓦斯量=工作面绝对瓦斯涌出量-本煤层预抽瓦斯量-风排量，则采空区预抽瓦斯量为：

18.20-5.46-9.6=3.14m3/min。 ⑷ 掘进工作面预抽瓦斯量计算

掘进工作面的预抽瓦斯量应为矿井瓦斯涌出量减去回采工作面及备用工作面的瓦斯涌出量，则掘进工作面的预计瓦斯抽采量为：

18.18-5.46×2-3.14-1.12=3.00 m3/min。

因此，可得每个掘进工作面的预计抽采量为1.50m3/min。 矿井可抽瓦斯量预计见表3-3。

表3-3 矿井可抽瓦斯量预计

工作面 掘进面 采空区 33（m/min） （m/min） （m3/min）

5.46

1.50

3.14

生产采区

（m3/min） 18.18

生产区域 可抽量预测结果

3.4.3瓦斯抽采率

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.3条规定：设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。

根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第8.6.3条规定： 瓦斯抽出率：

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⑴预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；

⑵邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；

⑷ 采用综合抽采方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%； ⑷煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，其瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa以下。

根据《平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法（试行）》第二十五条（二）：“穿层钻孔预抽瓦斯抽采率指标不低于30%，本煤层预抽瓦斯抽采率指标不低于35%，石门揭煤瓦斯抽采率指标不低于45%”，结合《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）：“设计瓦斯抽采率，可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的瓦斯抽采方法等因素综合确定，也可按邻近生产矿井工条件类似矿井数值选取；并应符合国家现行标准《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-2006）的有关规定（如表3-4所示），同时就满足采、掘工作面的通风要求”。确定二水平本煤层预抽瓦斯抽采率为35%，石门揭煤瓦斯抽采率指标准为45%。

表3-4 矿井瓦斯抽采率应达到的指标

矿井绝对瓦斯涌出量Q（m/min）

Q≤20 20≤Q<40 40≤Q<80 80≤Q<160 160≤Q<300 300≤Q<500 500≤Q

3

矿井抽采率%

≥25 ≥35 ≥40 ≥45 ≥50 ≥55 ≥60

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备注 — — — — — — —

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根据《GB50471-2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》，考虑到该矿井瓦斯含量比较高，宜采用综合瓦斯抽采方法进行瓦斯治理，矿井瓦斯抽采率在此取40%，刚该矿井的可抽瓦斯储量预计为：

Wk=W×40%=693.06×40%=277.22 Mm3（瓦斯纯量）

3.4.4瓦斯可抽期

⑴ 矿井抽采规模

通过对矿井瓦斯抽采效果预计，设计矿井年抽采330d，日工作班数为三班，每班工作8h，每天抽采24h，当矿井瓦斯抽采量达到设计要求时，全矿井瓦斯抽采量为18.18 m3/min，矿井设计瓦斯年抽采量可按下式进行计算。

QN=1440×330×Q×10-6Mm3 (3-14)

式中：QN——矿井设计瓦斯年抽采量，Mm3；

Q——矿井设计瓦斯预抽量，m3/min。 经计算，矿井设计年瓦斯抽采量为8.64Mm3。 ⑵ 抽采年限 瓦斯抽采年限：

A=Wk/QN (3-15)

式中：

A——采区设计瓦斯抽采年限，a；

Wk——瓦斯可抽量，M m3；二水平可抽瓦斯量为277.22M m3。 QN——采区设计瓦斯年抽采量，M m3；二水平瓦斯年抽采量为8.554 M m3/a。

代入式（3-15）计算瓦斯抽采年限为32.1年，与二水平采区服务年限大体相当。

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4 瓦斯抽采的必要性和可行性论证

4.1 瓦斯抽采的必要性

瓦斯抽采的目的有两个：①为了确保矿井安全生产，防止或减少采、掘工作面瓦斯浓度超限；②为了开发利用瓦斯资源，减少瓦斯排空导致的大气环境污染，变害为利。因此，对于一个矿井或采区（工作面）是否必要瓦斯抽采，首先应从保证安全生产的角度来考虑，即当采用通风方法解决瓦斯超限问题不可能实现或方案不合理时，应该采取抽采措施。其次，还应从充分利用瓦斯资源和改善职工劳动、生活条件等方面综合考虑瓦斯抽采的必要性和经济上的合理性。 4.1.1 规定

根据《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1~4.1.3条规定：

有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放系统：

⑴ 一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。

⑵ 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。 ⑶ 开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。

二水平2002年4月1日丁6—22260风巷在退后拉底过程中发生了第一次煤与瓦斯动力现象以来（突出煤量30t，涌出瓦斯量304m3），先后已

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出现过4次较大的瓦斯动力现象，2005年6月由煤科总院抚顺分院鉴定丁组煤层为突出煤层，矿井被鉴定为突出矿井。根据以上规定，建立瓦斯抽采系统是必要的。 4.1.2 通风处理瓦斯量核定

当一个矿井或采区（工作面）的绝对瓦斯涌出量大于通风所允许稀释的瓦斯涌出量时，就需要考虑瓦斯抽采。因此，瓦斯抽采的必要性指标为：

q?qf?0.6vSCK （4-1）

式中：q——回采工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

qf——通风能力可以排除的绝对瓦斯涌出量，m3/min；

V——回采工作面允许的最大风速，m/s，按《煤矿安全规程》规定

最高风速为4 m/s，结合矿当前配风状况，取2.5 m/s； S——风流通过的巷道断面面积，9.6 m2；

C——《煤矿安全规程》允许的工作面风流最大瓦斯浓度，取1.0%； K——矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数，K=1.2～1.7，取1.5。 由以上公式（4-1）及数据资料计算得：qf= 9.6 m3/min

由此可知，通风能力可以排除的绝对瓦斯涌出量小于二水平预测的瓦斯涌出量。采用通风方法解决采场回采工作面瓦斯涌出基本上是不可行的，必须采取瓦斯抽采措施。

4.2 瓦斯抽采的可行性

⑴ 开采层抽采瓦斯的可行性

本煤层瓦斯抽采的可行性是指在自然透气条件下进行煤层瓦斯预抽的可能性。衡量本煤层瓦斯预抽可行性指标有两个：一是煤层透气性系数（λ），二是钻孔瓦斯流量衰减系数（α）。

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《煤矿瓦斯抽放规范》第7.2.1条规定，对未卸压的原始煤层，瓦斯抽采的难易程度划分为三类，见表4-1。

表4-1 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表

抽采难易程度 容易抽采 可以抽采 较难抽采

钻孔瓦斯流量衰减系数α

<0.003 0.003～0.05 >0.05

煤层透气系数（λm2/MPa2·d）

>10 10～0.1 <0.1

根据《六矿矿井地质报告》知，实测的二水平丁组煤层、戊组煤层的透气性系数为0.0269～0.0776m2/MPa2·d，属低透气性煤层，煤层瓦斯较难抽采；丁组煤层、戊组煤层钻孔流量衰减系数分别为0.055 d-1和0.04 d-1，属于可抽采与较难抽采煤层。总体来看，二水平煤层透气性系数很低，钻孔瓦斯流量衰减很快，属于较难抽采煤层。但由于丁组煤层属于突出煤层为了消除煤层突出危险性和工作面安全回采的需要，因此必须进行强化抽采，这就需要采取相应的增透增流技术手段或缩小钻孔间距以提高瓦斯抽采效果。

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