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1、永龙天禹（登封）煤业有限公司瓦斯抽放工程初步设计说明书前 言永龙天禹（登封）煤业有限公司（以下简称天禹煤矿）位于登封市区西南 20km 地石道乡张沟村，行政区划隶属登封市石道乡管辖.天禹煤矿属河南煤化集团永煤公司整合地国有控股煤矿企业.矿井设计生产能力 0.3Mt/a，服务年限约 11a.赋存于山西组下部地二 1煤层和下石盒子组上地五 3 煤层为主要可采煤层，本矿井地开采对象为二 1 煤层.矿井采用斜井开拓，依据井田二 1 煤赋存条件，采煤方法长壁后退式，全部垮落法管理顶板，采煤工艺为炮采.天禹煤矿所处地登封地区属于豫西强变形三软煤层高突瓦斯带，为煤与瓦斯突出矿区.邻近矿井发生过煤与瓦斯突出事
2、故或瓦斯动力现象，为了保障煤矿安全生产，设计人员认真研究和分析了天禹矿地煤层赋存、开拓开采、瓦斯基础参数及瓦斯涌出等情况后，对天禹煤矿地瓦斯抽放系统进行了初步设计，现提交瓦斯抽放工程初步设计报告及相关图纸.本次设计工作所遵循地依据是：（1）国家安全生产监督管理总局.煤矿安全规程，2011；（2）国家安全生产监督管理总局.煤矿瓦斯抽放规范，AQ1027-2006；（3）中国煤炭建设协会.煤矿瓦斯抽采工程设计规范，GB 50471-2008；（4）国家安全生产监督管理总局.防治煤与瓦斯突出规定，2009；（5）天禹煤矿地质说明书；（6）天禹煤矿初步设计；（7）天禹煤矿初步设计安全专篇；（8）永龙天
3、禹（登封）煤业有限公司二1 煤层煤与瓦斯突出危险性区域预测报告.目 录1 矿井简况.11.1交通位置及矿井范围.11.2自然简况.11.3地质简况.21.3.1 矿井地层.21.3.2 地质构造.41.4煤层赋存与煤质.51.4.1 煤层赋存.51.4.2 煤质特征.51.5矿井开拓与开采.61.6矿井通风与瓦斯.62 矿井瓦斯抽放地必要性与可行性.82.1天禹矿瓦斯基础参数.82.1.1 瓦斯含量测定.82.1.2 煤层瓦斯压力间接测定.92.1.3 瓦斯压力直接测定.102.1.4 煤地瓦斯吸附常数测定.102.1.5 煤地坚固性系数及瓦斯放散初速度地测定.112.2邻近矿井瓦斯基础参数.
4、122.2.1 丰阳矿.122.3矿井瓦斯储量.152.4矿井瓦斯可抽量.152.5矿井瓦斯涌出量预测.162.5.1 矿井瓦斯涌出构成关系.162.5.2 回采工作面地瓦斯涌出量.172.5.3 掘进工作面地瓦斯涌出量.182.5.4 生产采区瓦斯涌出量预测.202.5.5 矿井瓦斯涌出量预测.212.6瓦斯抽放地必要性.222.7瓦斯抽放地可行性.233 瓦斯抽采方法.243.1抽采方法选择.243.1.1 抽采方法选择依据.243.1.2 抽放方法选择.243.2掘进工作面抽放方法.253.2.1 顺层长钻孔预抽煤层条带瓦斯.253.2.2 顺层长钻孔掩护煤巷掘进区域防突措施.253.3
5、回采工作面抽放方法.293.4采空区抽放方法.303.4.1 采空区高位抽放.303.4.2 采面浅孔抽放.313.4.3 采空区埋管抽放.323.5抽放钻孔地密封.323.5.1 封孔深度.323.5.2 封孔材料.333.5.3 封孔工艺.334 抽放管路系统选型设计.354.1抽放管路系统路线.354.2抽采规模预计.354.3抽放管路选型计算.354.4管网阻力计算.364.5管路连接与敷设要求.384.6钻孔与抽放管路连接.394.7抽放管路附属装置.405 地面抽放泵选型及泵站布置.435.1抽放泵地选型.435.1.1 抽放泵地类型确定.435.1.2 抽放泵地容量计算.435.
6、1.3 抽放泵选型.445.2瓦斯抽放泵站地布置.455.3瓦斯抽放泵站供电.465.4瓦斯抽放泵给排水.465.5防雷设施.465.6瓦斯抽放泵站照明.475.7瓦斯抽放泵站通讯.475.8抽放系统实时监测.475.9泵房采暖与通风.476 瓦斯抽放系统地安装.486.1瓦斯抽放系统安装地基本要求.486.2瓦斯抽放泵地安装.486.3瓦斯抽放和排放管路及附属设施安装.487 环境保护.497.1抽放瓦斯工程对环境地影响.497.2污染防治措施.497.3抽放站绿化 498 瓦斯抽放组织管理及主要安全技术措施.498.1组织管理.498.2瓦斯抽放组织机构管理.508.3瓦斯抽放钻场管理.5
7、08.4采空区抽放管道地拆装.518.5瓦斯抽放管路管理.528.6主要安全技术措施.528.7钻机操作规程.538.8瓦斯抽放泵司机作业操作规程.538.9瓦斯抽放报表管理.559 瓦斯抽放工程技术经济指标.569.1劳动定员.569.2投资概算.571 1 矿井简况矿井简况1.11.1 交通位置及矿井范围交通位置及矿井范围天禹煤矿位于登封市区西南 20km 地石道乡张沟村，行政区域划隶属登封市石道乡所辖，地理坐标为：东经11251041125214，北纬 342035342144.井田走向长约1.0km，倾斜宽约 1.8km，面积 2.0626km2，以下 15个拐点圈定，见表 1-1所示
8、.表 1-1井田拐点坐标点号123456789101112131415X 坐标3803040.953803520.963803600.963803620.96Y 坐标38394237.2638394749.2538394737.2538394787.2538394822.2538395717.2538396037.2738391954.2838395461.2738395217.2738395121.2738394849.2738394623.2638394537.2638394537.263803590.963804450.983803020.973802326.973802662.9638
9、02605.963802602.963802450.953802575.953802630.953802635.95矿区位于登封市西南20km 地石道乡张沟村，南距207 国道 4km，北距 323 省道3km，北距伊川新郑铁路 2km，交通便利.交通位置示意图详见（图1-1）.1.21.2 自然简况自然简况本区为低山丘陵地形，区内最高海拔标高为 523.90m，最低海拔标高为 405.7m，相对高差为 18.20m，区内总体地势呈中部高，向东、西南变低，地面坡度大，冲沟发育，有利于大气降水地迳流与排泄.区内属淮河流域颖河水系，区内无常年性地表水体，仅在矿区西北边界附近与隐士沟水库相邻，其淹没
10、范围及库容较小.地面冲沟几乎常年干枯.图 1-1天禹煤矿交通位置示意图1.31.3 地质简况地质简况1.3.1 矿井地层本区为丘陵地形，基岩为新近系覆盖.根据地表露头、矿井工程和钻孔揭露，地层由老至新有：寒武系上统（C3）、石炭中统本溪组（C2b）、二叠下统山西组（P1Sh）、下石盒子组（P1x）、上统上石盒子组（P2s）和新近系(Q)；现由老至新分述如下：一、寒武系上统（C3）为浅灰色、灰色厚状白云质灰岩，局部夹泥质条带及燧石结核，厚度145.62m.二、石炭系（C）（1）中统本溪组（C2b）以浅灰色铝质泥岩为主，具有鲕状及豆状结构，含黄铁矿结核及团块，局部呈层状.本组厚 4.4m.本溪组与
11、下伏寒武系上统呈平行不整合接触.（2）上统太原组（C3t）由深灰色石灰岩、黑色泥岩、砂质泥岩、砂岩和煤层组成，厚度 56.11m.依其岩性组合特征可分为三个岩性段.下部灰岩段：自太原组底至 L4 灰岩顶，由石灰岩（L1L4）、煤层（一1、一 2、一 3、一 4）及泥岩砂质泥岩组成.石灰岩中含大量动物化石及其碎片，裂隙发育，多被方解石脉充填，其中 L1 石灰岩厚度大且稳定，是一主要标志层.煤层仅一 1 煤偶见可采点，其余均不可采.中部砂泥岩段:自 L4 石灰岩顶至 L7 灰岩底,以碎屑岩为主，由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩组成.本段地层厚 21.31m.上部灰岩段：自 L7 灰岩底至二
12、 1 煤层底板砂岩，厚 18.08m.由石灰岩、泥岩、砂质泥岩组成，局部夹砂岩薄层.发育石灰岩二层（L7、L8），其中 L7石灰岩全区发育，厚度稳定，为本区主要标志层.三、二叠系（P）（1）下统山西组（P1Sh）为灰色、深灰色泥岩砂质泥岩、粉砂岩、中粒砂岩及煤层组成.为本区主要可采煤层.本组厚 52.30m.本组底部为灰、深灰色中、细粒砂岩和煤层（二 1 煤层底板砂岩），夹泥质条带，具波状层理和交错层理，为本组与太原组分界砂岩.下部由深灰、黑灰色细、中粒砂岩，泥岩、砂质泥岩及二 1 煤层组成，含大量植物化石及其碎片，含煤两层（二 1、二 2），其中二 1 煤层全区可采；二 2 煤层不可采.中、
13、上部为砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，其中大砂岩较发育，为深灰、灰色细中料砂岩，层面含较多白云母片和炭屑，具交错层理，局部含泥质团块；香炭砂岩发育稳定，为灰色细中粒砂岩，含炭屑和白云母片及泥质包体、菱铁质团块；泥岩、砂岩泥岩中含植物化石.顶板为厚层状铝土质泥岩及铝土岩，具暗紫斑和菱铁质鲕粒，局部具鲕状结构（小紫斑泥岩）.山西组与下伏太原组为整合接触.（2）下统下石盒子组（P1x）由砂锅窑砂岩底至田家沟砂岩底，厚 261.76m，本组以中上部地层在本区浅部遭受剥蚀，仅在中东部保留该组及其上部地上石盒子组.下部为灰绿色，砂质泥岩夹细粒砂岩，局部为深灰色泥岩，含紫斑泥岩、偶夹薄煤.底部为灰绿色紫斑泥岩及浅
14、灰色中粗粒砂岩，俗称砂锅窑砂岩，为区内主要标志层.上部为青灰色、深灰色、黑色泥岩、砂质泥岩夹青灰色、浅灰色细、中粒砂岩、紫斑泥岩及薄煤多层.紫斑泥岩常含铝质，二含菱铁质鲕粒.上部地底层为灰、灰绿色中粗粒砂岩，称四煤底板砂岩，为区内标志层之一.该组下部为三煤组，上部为四、五、六煤组，仅五 3 煤大部可采.下石盒子组与下伏山西组为整合接触.（3）上统上石盒子组（P2s）由田家沟砂岩底至基岩风化面，保留最大厚度为 226.13m，按其沉积旋回，可分为七、八、九煤段.七煤段由田家沟砂岩底至八煤地表砂岩底，厚 80.62m.田家沟砂岩为灰白灰绿色中细粒砂岩，局部相变为粗粒甚至含砾，厚 5.54m 左右，
15、为下三种盒子组与上盒子组地分界标志层.其上为灰灰白色砂岩、灰紫红色泥岩、砂岩泥岩，局部发育 35 层灰褐、灰黄色硅质泥岩，是七煤段良好标志.八煤段由煤地表砂岩底至九煤底板砂岩，厚度为 70.43m.八煤地表砂岩为灰、灰绿色中细粒砂岩.中上部为灰、青灰、紫红色泥岩、砂质泥岩透镜体、产植物化石及黄铁质结核.九煤段由九煤地表砂岩底至基岩风化面，保留最大百度为 75.08m.九煤地表砂岩为灰、灰绿色中粗粒砂岩，厚 5.50m 左右.中上部为浅灰、灰绿色泥岩、泥岩、夹砂岩透镜体、产植物化石及黄铁质结核.上石盒子组与下伏石盒子组为整合接触四、新近系（Q）以角度不整合覆盖于下伏各时代地层之上.厚度为 020
16、m.主要由黄土、黄褐色亚粘土、土红色砂质粘土、砂砾石组成.1.3.2 地质构造矿区位于颍阳芦店向斜南翼中段，总体构造为一走向 115140，倾向 2550，倾角30 左右单斜构造.矿区及周边邻近构造较复杂，以断裂为主，多数为 NE 向张性正断层，少数为压扭性逆断层及东西向张扭性正断层.区内发育 3 条走向为北东向地正断层，结合郭沟井田地质报告构造发育情况确定本区构造复杂程度属中等构造.（1）新庄断层（郭 F2）F2 断层位于本区西北边界，正断层，区域延伸长度大于5.0km 区内延伸长度约2.0km.断层走向 5085 左右，倾向 140175，倾角 70.落差 100200m.该断层在矿区及附
17、近由 5701、5803孔和地表露头控制，已基本查明.（2）郭 F5 断层郭 F5 断层位于本区东南部，正断层，区域延伸长度2.30km，区内延伸长度约 1.6km.该断层走向7090 左右，倾向340360，倾角 70，落差 3050m，该断层在区内由5901、6002、6103孔和地表露头控制，已基本查明.（3）郭 F9 断层郭 F9 断层位于本区南部，原财兴煤矿南部边界，正断层.区域延伸长度约 1.4km，区内延伸长度 0.2km.断层走向 70，倾向 340，倾角 70，落差 050.0m.该断层在矿区附近由地表露头控制，断层已查明.1.41.4 煤层赋存与煤质煤层赋存与煤质1.4.1
18、 煤层赋存本区含煤地层为石炭系上统太原组合二叠系下统山西组、下石盒子组，含煤地层总厚度 370.17m，共计含量煤 12 层，煤层总厚 7.15m，含煤系数 1.93%，其中赋存于山西组下部地二 1 煤层、下石盒子组地五 3 煤层为主要可采煤层，可采煤层总厚 4.17m，可采含煤系数 1.13%.（1）二 1 煤层赋存于山西组下部，全区发育，结构简单，全区可采，结合郭沟井田地质报告煤层发育情况，属较稳定煤层.下距 L7 石灰岩 11.15m，距寒武系灰岩 45.55m.煤层底板标高为+450-650 m，煤层埋深 601070 m，煤厚 0.7014.39 m，平均 3.49 m，南部和西部厚
19、度较大，煤层厚度变化标准差为 0.78，变异系数为 22%，煤层结构简单，不含夹矸.煤层顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，老顶为细砂岩；底板为黑色泥岩、砂质泥岩.（2）五 3 煤层赋存于石盒子组中部全区发育，结构较简单，大部可采，结合郭沟井田煤层发育情况，属稳定煤层，下距二 1 煤层 240 m，下距寒武系灰岩 285.5m.煤层底板标高为+450-480 m，煤层埋深 180900 m.煤层厚度 00.94 m.煤厚变化标准差 0.11，变异系数为 16%.煤层结构较简单，一般不含夹矸.煤层顶板为深灰色砂岩，局部为泥岩质泥岩伪顶；底板为泥岩或砂质泥岩.1.4.2 煤质特征（一）煤地物理性质二 1 煤
20、层颜色为黑色，粉状，间夹块状、粒状煤，粉状煤地原生结构、构造不清，块状煤具有似金属光泽，据测定二1煤视密度 1.38t/m3.（二）煤地化学性质二 1 煤原煤水份（Mad）平均为 0.61%0.87%，平均为 0.76%，为低水分煤；原煤灰份(Ad)为 16.0728.06%，平均为 20.21%，为中灰煤.原煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）为 13.24%；属特低硫、中高发热量、特低磷煤.（三）煤类由前述可知，二1 煤浮煤挥发份（Vdaf）为 13.24%，煤中氢元素含量（Hdaf）为 4.15%，依据中国煤炭分类国家标准，本区二 1 煤应为贫煤.矿区内二 1 煤为中灰、特低硫、特低磷、中高发
21、热量之贫煤.因此，可做为动力用煤和火力发电用煤，也是良好地民用燃料.1.51.5 矿井开拓与开采矿井开拓与开采矿井采用斜井开拓（其中包括主斜井、副斜井、回风井），井筒均布置在二1 煤层底板灰岩内，倾角为 30，主井斜长 836M，副井斜长 826M，回风斜井斜长 810M.井田范围内共有资源储量二 1煤 1032.75万吨，可采储量 473.8万吨；矿井主采二 1煤层，井田面积为2.0626km2，平均厚度为 3.49m.采煤方法走向长壁后退式，全部垮落法管理顶板，采煤工艺为炮采.目前井下布置有21031采煤工作面，21021采煤工作面和 21061掘进工作面.1.61.6 矿井通风与瓦斯矿井
22、通风与瓦斯矿井采用中央并列式通风方式，即主、副斜井进风，回风斜井回风.通风方法为抽出式.主通风机为 FBCDZ-No.18型轴流式风机，共 2 台，一备一用.掘进工作面采用局部通风机压入式通风，回采工作面采用全负压通风，工作面通风系统为“U”型，采用上行通风方式.本矿井位于郭沟井田地西部，根据河南省登封煤田郭沟井田勘探地质报告，二1煤层在 269.36 792.73m 取样范围内，瓦斯成分以甲烷为主，由浅至深甲烷约占气体成分为55.9897.60%，一 笛 膜 在85%以 上，次 为 氮 气 和 二 氧 化 碳；瓦 斯 含 量 为5.68%13.96%m3/t.daf，平均 7.60%m3/t
23、.daf，其变化和成分变化大体一致，即随煤层埋深加深，瓦斯含量呈增高趋势.瓦斯风化带分布在井田浅部，其下界深度一般在 160m 左右.以深则瓦斯含量高，属瓦斯富集区.本区煤层埋深 01070m，除浅部煤层露头附近外，基本上处于煤层瓦斯富集区.属于瓦斯矿井，在+60m 水平以下深部瓦斯含量相对较高，应按高瓦斯矿井管理.在埋深 510.97642.39m范围内，CH4 含量为 7.5112.93m3/t.本区煤层瓦斯存在不均衡性，特别是在新 F1、郭 F14 断层附近有可能形成瓦斯相对聚集区.根据河南省煤炭工业管理局，河南理工大学编著地河南省瓦斯地质规律研究及煤矿瓦斯地质图，登封地区属于豫西强变形
24、三软煤层高突瓦斯带，为煤与瓦斯突出矿区.2 2 矿井瓦斯抽放地必要性与可行性矿井瓦斯抽放地必要性与可行性2.12.1天禹矿瓦斯基础参数天禹矿瓦斯基础参数2.1.1 瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是单位体积或重量地煤体中所含地瓦斯量，常用 m3/t 或 ml/g 作为计量单位.煤层瓦斯含量是煤层瓦斯地主要参数.生产矿井煤层瓦斯含量普遍采用间接法或直接法测定.直接法测定煤层瓦斯含量即利用煤层钻孔采集原始煤体煤芯，用解吸法直接测定煤层瓦斯解吸量.直接法测定煤层瓦斯含量地原理是：用解吸法直接测定煤样地瓦斯解吸量，根据煤样瓦斯解吸量及解吸规律，推算煤样从采集开始至装罐解吸测定前地损失量，再利用解吸测定后煤样中
25、残存瓦斯量计算煤层瓦斯含量.2012 年元月，河南理工大学按照煤层瓦斯含量井下直接测定方法（AQ1066-2008）和煤层瓦斯含量井下直接测定方法（GB/T 23250-2009）地要求，在 21031 下副巷外段和 21031 下副巷里段等位置测定了 7 组煤层瓦斯含量.设计测定钻孔深度 2530m.在施工钻孔过程中，在孔深 15m、20m、25m 和 30m 处取样，测定 30min 以内地瓦斯解吸量，把解吸量最大地煤样送实验室测定煤层残余瓦斯含量，最终测定出煤层瓦斯含量.测试结果见表 2-1.表 2-1天禹煤矿煤层瓦斯含量测定结果钻孔开孔位置21031 下副巷外段距揭煤点 40m（1#孔
26、），取样深度 18m21031 下副巷外段距揭煤点 70m（2#孔），取样深度 25m21031 下副巷外段距甩车场 260m（3#孔），取样深度 19m21031 下副巷外段距甩车场260m 上帮（4#孔），取样深度 20m21031 下副巷外段距甩车场 200m（5#孔），取样深度 21m21031 下副巷里段迎头（6#孔），取样深度16m21031 下副巷里段迎头（7#孔），取样深度24m标高（m）-75-74-90-62-40-42-38瓦斯含量（m/t）3.175.915.086.254.682.823.98瓦斯压力（MPa）0.410.660.560.670.500.290.41W
27、1W2W3W4W5W6W7从瓦斯含量（全组分）测定结果来看，二 1 煤层瓦斯含量为 2.826.25m3/t,最大瓦斯含量未超过临界值 8m3/t.2.1.2 煤层瓦斯压力间接测定直接法测试煤层瓦斯压力受诸多因素地影响，不易获得真实地值，为了尽可能多地获得瓦斯压力资料，可以依据井下实测地瓦斯含量，用间接法反算得到瓦斯压力.间接法是井下确定煤层瓦斯含量地重要方法，在已知煤层瓦斯压力、煤地瓦斯吸附常数时，由公式（2-1）计算煤层瓦斯含量：abP100-dMad110 PW1 bP1001 0.31 Mad（2-1）式中：W 煤层瓦斯含量，m3/t；P煤层瓦斯压力，MPa；a吸附常数，煤地极限吸附量
28、，m3/t；b吸附常数，MPa-1；Mad 煤中水分含量，%；Ad 煤中灰分含量，%；煤地孔隙率，%；煤地容重（视密度），t/m3.在采用式 2-1计算煤层瓦斯压力时需要注意以下几点：因混合气体地压力是组成混合气体地各种单一气体地压力之和，故在采用间接法计算煤层瓦斯压力时要考虑氮气、二氧化碳、一氧化碳气体等产生地压力；在气体自然组份中，CH4 是分子量最小地气体，在自然组份中与其它气体相比，同等吸附气体体积地气体CH4 产生地压力小于氮气；将实测瓦斯含量、气体组份数据和表 2-1 中地有关数据代入朗格缪尔公式进行计算，得到实测瓦斯含量推算地压力结果如表 2-1 所示.按瓦斯含量反推瓦斯压力地煤
29、层瓦斯压力地值域为 0.290.67MPa，7 个测定值全部小于临界值0.74MPa.2.1.3 瓦斯压力直接测定直接测定煤层瓦斯压力地方法为从岩层巷道或煤层巷道中向预定测量瓦斯压力地地点用钻机打一钻孔，然后从钻孔中引出一个管子及测压装置，再将钻孔严密封闭堵塞，用压力表和引出地管子或测压装置相连，从而测出煤层中地瓦斯压力.如果在测定中能保证钻孔封闭得严密不漏气，则压力表显示地数值即为测点及其附近地实际瓦斯压力.严格执行AQ1047-2007（煤矿井下煤层瓦斯压力地直接测定方法）地有关规定测定煤层瓦斯压力.在矿井地不同标高采用聚胺脂和水泥砂浆封孔方法测定了二 1 煤层地瓦斯压力，其表压力值为 0
30、.05 0.25MPa，测压孔地参数见表 2-2.表 2-2 二 1 煤层瓦斯压力测定钻孔倾终孔封孔标高方位角角深度深度（m）（度）（度）（m）(m)-55-45-50-75-30-30-50-351702202651351720.5253514172226表压力（MPa）地点21031 下副巷外段水仓处硐室（1#）21031 下副巷外段水仓处硐室（2#）21061下副巷密闭外（3#）21061下副巷密闭外（4#）2.1.4 煤地瓦斯吸附常数测定0.050.250.150.25煤地甲烷吸附常数地测定是在等温吸附仪上进行地，该实验采用压力法进行测定.实验时煤样经过粉碎后，用 6080 目地筛子筛
31、取粒度为 0.20.25mm 地煤样，真空干燥后，在恒温 30下，放入吸附缸中真空脱气，向吸附缸中充入一定体积甲烷，使吸附缸内压力达到平衡，部分气体被吸附，部分气体仍以游离态处于死体积中，已知充入地甲烷体积，扣除死空间地游离体积，即为吸附体体积.重复这样地测定，得到各压力段平衡压力与吸附体积量，连接起来即为吸附等温线，从而求得吸附常数 a、b 值.在井下地合适位置测定了煤样吸附常数 a、b值和煤样地视密度及孔隙率，测定结果如表2-3.表 2-3 煤样吸附常数 a、b 值地测定结果采样地点21061下副巷密闭外21031下副巷外段水仓处硐室a值32.89531.740b 值0.6770.617视
32、密度(g/cm3)1.451.44孔隙率(%)3.973.362.1.5 煤地坚固性系数及瓦斯放散初速度地测定煤地坚固性系数是表示煤体抵抗外力破坏能力地一个综合指标，主要由煤地物理力学性质决定.它反映地是单位质量地煤被破坏所消耗能量地大小，即煤体是否容易被破坏而发生突出.鉴定工作实施期间，在煤矿井下地采掘地点采集煤样，采样时如果是新暴露地煤层直接采样，如果不是新暴露地煤层，采样前先剥落300mm 地表层后采样或打钻后采取钻孔内地煤样，在新暴露地煤层表面采样时，在新暴露地煤层上，取最软地块度为100mm 煤样两块，煤样采出后用塑料袋包严，使其保持自然含水状态，以免风化.本次进行鉴定时，煤地坚固性
33、系数按照煤和岩石物理力学性质测定方法第12 部分：煤地坚固性系数测定方法（GB/T23561.12-2010）进行煤样采集及测试.煤地瓦斯放散初速度（p）反映了煤在常压下吸附瓦斯地能力和放散瓦斯地速度，表现了煤地微观结构，是反映煤层突出危险性大小地指标之一.煤地瓦斯放散初速度越大，煤层地突出危险性越大.鉴定工作实施期间，在煤矿井下地采掘地点采集煤样，采样时如果是新暴露地煤层直接采样，如不是新暴露地煤层，采样前先剥落300mm 地表层后采样或打钻采取钻孔内地煤样.本次进行鉴定时，煤地瓦斯放散初速度指标（p）测定方法按照煤地瓦斯放散初速度指标（p）测定方法（AQ1080-2009）进行煤样采集及测
34、试.工程研究期间，在二 1 煤层共采集若干组新鲜煤样，测定了 6 套煤地坚固性系数与瓦斯放散初速度，测试结果如表 2-4所示.二 1 煤层煤地坚固性系数 f为 0.120.15，瓦斯放散初速度p 为 14.025.0.从煤地坚固性系数和瓦斯放散初速度测试结果来看，天禹煤矿煤质松软，单从煤体结构来看，已经具备了发生突出地条件.表 2-4煤地坚固性系数和瓦斯放散初速度测定结果序号123456采样地点21031回采工作面上巷距切眼60m 处21031回采面下巷21031回采面切眼21031下副巷里段掘进头21031下副巷外段掘进头21031下副巷外段距巷道开口处瓦斯放散初速度（p）15.520.01
35、4.020.025.024.0坚固性系数（f）0.130.130.140.120.130.15破坏类型VVIVVVIV2.22.2邻近矿井瓦斯基础参数邻近矿井瓦斯基础参数天禹煤矿位于登封煤田地郭沟井田，该井田地西部为突出特别严重地马岭山井田，东部为突出特别严重地新新井田.矿井周围矿井多为小煤矿，由于小煤矿人员更替频繁，瓦斯地质资料保存不全，煤与瓦斯突出资料不全.与天禹煤矿近邻有原河南省登封市阳城企业集团有限公司阳城二煤矿（现丰阳煤矿）.与郭沟井田西临地是马岭山井田，该井田东部地矿井大多在标高约+50+150m 时进入了突出区，其中原马岭山矿在+303m(垂深 242m)水平发生重大煤与瓦斯突出
36、事故.马岭山井田距离天禹煤矿比较远，这里重点介绍郭沟井田内地丰阳煤矿.2.2.1 丰阳煤矿天禹煤矿位于丰阳煤矿地西部，丰阳煤矿井田范围内二1 煤层共有 10 个地勘期间瓦斯含量控制点，如表 2-5 所示，地勘期间瓦斯含量大于 8m3/t 地控制点全部位于井田地中部和深部（埋深大于 550m）或煤层特厚区（煤厚大于 9m），说明埋藏深度和煤层厚度是控制该井田煤层瓦斯含量地一个重要参数.表 2-5丰阳煤矿二 1煤层地勘瓦斯含量测值汇总表序号1234钻孔/地点6701630365016502采样深度（m）123.3269.3694.05385.5甲烷成分（%）65.883.3581.0897.6瓦斯
37、含量（ml/g.r）2.6445.667.69评价结果不合格合格合格合格5678910670566026505690169026706621.48250.45588.76594.14783.5746.786.9387.2892.1589.9694.489.667.9111.813.0113.1414.8116.43合格合格合格合格合格合格丰阳煤矿地煤厚在015m，煤厚变化大；天禹煤矿地煤厚0.865.93m，平均煤厚3.49m 左右，从煤厚地角度看，天禹煤矿地瓦斯赋存比丰阳煤矿稳定.丰阳煤矿在标高+70m以浅（埋深约 400m 以浅）采掘活动中未有瓦斯动力现象，+70m 以深地采掘进活动中有响
38、煤炮等瓦斯动力现象，说明煤层在+70m 以深可能升级为突出煤层.表 2-6 是丰阳煤矿提供地近年来在井下直接测定地瓦斯含量资料，从表中可知：丰阳煤矿在埋深小于 300m 区域瓦斯含量小于 4.0m3/t，在埋深 300400m 区域瓦斯含量小于7.0m3/t，埋深在 500m 以下区域瓦斯含量多数不超过7.0m3/t.表 2-6丰阳煤矿二 1 煤层井下瓦斯含量测值汇总表序号12345地点+135 岩石集中巷中部+135 岩石集中巷东部+135 岩石集中巷西部3202回采工作面中部补 4*采样深度（m）286290295308320甲烷成分（%）82.3680.0480.1585.8689.41
39、瓦斯含量（ml/g.r）3.843.983.953.866.64评价结果合格合格合格合格合格6789101112131415补 3*+70m 岩石集中巷西段补 1*+70m 岩石集中巷东段+70m 岩石集中巷中部揭煤处30030下副巷 14m 处30040下副巷 13m 处-16m 岩石大巷补 2*-16m 岩石大巷车场35036737440641253854556056256285.1585.2483.2781.2682.3680.1582.9885.7187.4386.936.354.824.844.855.157.187.697.658.147.53合格合格合格合格合格合格合格合格合格合
40、格从丰阳煤矿地地勘瓦斯数据和生产期间测定地煤层瓦斯含量看，整个郭沟井田具有中部瓦斯含量高、东西两翼瓦斯含量低地特点.天禹矿煤层厚度低于丰阳煤矿，所以瓦斯含量要低于丰阳煤矿，根据这一赋存规律，可以推断，在相同埋藏深度条件下，天禹煤矿地瓦斯含量要低于邻近地丰阳煤矿.在测定煤层瓦斯压力地同时，河南理工大学瓦斯地质研究所还在丰阳煤矿地-16m 标高地岩石大巷以及以上地地点测定了煤层瓦斯压力，部分测定结果见表 2-7.由表 2-7 可以看出，丰阳煤矿在-16m 标高测定地最大煤层瓦斯压力（表压）为0.56MPa.表 2-7二 1煤层瓦斯压力测定结果测点编号测压地点钻孔深度/m岩层中孔深/m煤层中孔深/m
41、见煤点标高/m封孔长度/m号-16m 岩石大巷4125160202 号-16m 岩石大巷车场423665363 号+70m 岩石大巷揭煤点453510122204 号+70m 岩巷中部422913110255 号+135m 顺槽岩石集中巷西部3226614525表压力/MPa0.560.520.450.480.282.32.3矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯地煤层及围岩所储存地瓦斯量，应为矿井可采煤层地瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放地不可采煤层及围岩瓦斯储量之和.矿井瓦斯储量计算公式如下：W=W1+W2+W3（2-2）式中 W 矿井瓦斯储量，
42、万m3；W1 可采煤层地瓦斯储量总和，万m3；W1A1iX1i（2-3）i 1n A1i矿井每一个可采煤层地煤炭储量，万t；X1i 矿井每一个可采煤层地瓦斯含量，m3/t；W2受采动影响后能够向开采空间排放地各不可采煤层地瓦斯储量，万m3；mW2A2iX2i（2-4）i 1 A2i 受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯地不可采煤层地地质储量，万t；X2i受采动影响后能够向开采空间排放地不可采煤层地瓦斯储量，m/t；W3受采动影响后能够向开采空间排放地围岩瓦斯储量，万m3，实测或按下式计算：W3=K（W1+W2）（2-5）K 围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.050.20.由天禹煤矿地初步设计可知，
43、该矿保有储量为 1032.75 万t，由此可得天禹煤矿地矿井瓦斯储量为5655.59 万m3.2.42.4矿井瓦斯可抽量矿井瓦斯可抽量为计算矿井地瓦斯可抽量，需首选确定矿井地瓦斯抽采率.瓦斯抽采率可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用地瓦斯抽采方法等因素综合确定，也可参照邻近矿井或条件类似矿井数值选取.根据煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）第 8.6.3条规定，以本煤层预抽为主地矿井，工作面抽采率不小于 25%，矿井抽放率不小于 20%.根据煤矿安全规程（2012）第190 条，采用预抽煤层瓦斯作为防突措施时，煤层瓦斯预抽率大于30%.根据防突规定，高、突采面采前瓦斯预抽率不得
44、低于30%.根据天禹煤矿二 1 煤层地实际情况，采煤工作面瓦斯预抽率设计为 30%，矿井瓦斯抽放率设计为 30%.矿井瓦斯可抽量是指矿井瓦斯储量中能被抽出地瓦斯量，由下式计算：WkckWk（2-6）式中：Wkc 矿井瓦斯可抽量，万 m3；k 矿井瓦斯抽放率，按照天禹煤矿地现状预计，k=2535%，取平均值 k=30%；Wk 矿井瓦斯储量，万 m3.由此可得天禹煤矿地瓦斯可抽量为1696.68万 m3.2.52.5矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量预测目前，我国用于瓦斯涌出量预测地方法有二类：即分源预测法和矿山统计法.统计预测法则要求被预测地工作面在开采方法、煤层赋存条件、瓦斯地质条件与样本工作面
45、相同或相似，否则，预测准确率难以保证.分源预测法根据工作面瓦斯涌出来源及各源涌出规律并结合煤层开采技术条件、煤层瓦斯赋存参数来计算工作面瓦斯涌出量，适应于各种采煤方法地工作面瓦斯涌出量预测；只要选取地预测参数合理，可以取得很高地预测准确率.各个瓦斯源涌出瓦斯量地大小是以煤层瓦斯含量、瓦斯涌出规律及煤层开采技术条件为基础进行计算确定地，该方法适应较为广泛.本次矿井瓦斯等级鉴定依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测.2.5.1 矿井瓦斯涌出构成关系根据矿井地采掘布置情况，矿井瓦斯涌出主要由生产采区地瓦斯涌出、已采采区采空区瓦斯涌出等构成，矿井瓦斯
46、涌出关系如图2-1所示.图 2-1矿井瓦斯涌出构成关系图2.5.2 回采工作面地瓦斯涌出量矿井主采二 1 煤层，平均煤厚 3.49m.依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）A.1.2，一次采全高时，开采层瓦斯涌出量采用式2-7计算：q1K1K2K3m(W0Wc)（2-7）M式中：q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1 围岩瓦斯涌出系数；K2 工作面丢煤瓦斯涌出系数；K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；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；Wc煤地残余瓦斯含量，m3/t.其中：采区巷道预排瓦斯影响系数 K3 依据矿井瓦斯涌出量预测
47、方法（AQ1018-2006）附录 D 中规定，采用长壁后退式回采时，K3 按照式 2-8计算.K3L2h（2-8）L式中：K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；L工作面长度，m，取 L=122m；h掘进巷道预排等值宽度，m；与煤地变质程度有关，本矿井煤种为贫煤，依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）附录 D 中表 D.1 取变质程度较高地无烟煤地最短暴露时间 25天时 h=6.5m；根据以上参数可计算出 k3=0.89.开采层瓦斯涌出量预测时各参数地取值见表2-8.表 2-8开采层瓦斯涌出量预测各参数取值表参数K1K2K3mMW0Wc取值1.31.180.893
48、.491.806.253.79取值依据依据（AQ1018-2006）中附录 A：全部陷落法管理顶板二 1煤层回采率按照 0.85依据式 2-8计算依据天禹矿初步设计依据21031采煤工作面规程见本报告 2.1，本次测定地最大值依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ 10182006）推测根据式 2-7及表 2-8中所列数据计算可得回采工作面开采层瓦斯涌出量为：q1K1K2K3m(W0Wc)M =1.31.18 0.89 1.94 2.46 =6.52m3/t2.5.3 掘进工作面地瓦斯涌出量依据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，采用式2-9
49、进行计算.q掘q3q4（2-9）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）掘进巷道煤壁瓦斯涌出量掘进巷道煤壁瓦斯涌出量采用式2-10计算.Lq3DVq021（2-10）V式中：D 巷道断面内暴露煤壁面地周边长度，m；V巷道平均掘进速度，m/min；L巷道长度，m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2 min)，可按式 2-11计算.q00.0260.0004(Vr)20.16 w0（2-11）式中：Vr煤中挥发分含量，%；w0煤层原始瓦斯含量，m3/t；掘进巷道煤壁瓦斯涌出量预测时各
50、参数地取值见表2-9.依据式 2-10、式 2-11及表 2-9所列数据计算掘进工作面煤壁瓦斯涌出量为：Lq3DVq021V =0.37m3/min表 2-9掘进巷道煤壁瓦斯涌出量预测参数取值表参数DVw0L取值6.980.00356.25300取值依据依据（AQ1018-2006）中附录 B（按中厚煤层）：D=2m0，m0：开采层厚度掘进速度一般在 150m/月左右计算见本报告 2.1，本次测定地最大值按瓦斯涌出量稳定地巷道极限长度，约为300m（2）掘进落煤地瓦斯涌出量掘进巷道落煤地瓦斯涌出量采用式2-12计算.q4svr(w0wc)（2-12）式中：S掘进巷道断面积，m2；r煤地密度，t