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1、新义煤矿地面固定抽采瓦斯系统设计摘要：新义煤矿设计年产煤炭能力1.2Mt，为煤与瓦斯突出矿井。其主采煤层是二1煤层，瓦斯平均含量在9.69m3/t左右，属于高瓦斯煤层。采用分源预测法计算出该矿的瓦斯涌出量为62.8m3/min，瓦斯超限严重制约了该矿正常的生产能力。根据煤矿安全规程的第一百四十五条规定：年产量1.01.5Mt的矿井，瓦斯涌出量大于30m3/min，必须建立地面固定抽采瓦斯系统。 本设计首先根据该矿二1煤层赋存条件、瓦斯来源、瓦斯管理等级等，设计其回采工作面采用顺层钻孔预抽、采面浅孔预抽和采空区埋管抽采相结合的抽采方式，其掘进工作面采用底板穿层钻孔预抽和顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的
2、方法。然后，根据对管网抽放量、管网阻力的计算结果，进行了管路选型和抽采泵的选型，所选用管材均为矿用聚乙烯管，抽采泵选用水环式真空泵2BEC-67型。根据所选管型和抽采泵型号，选择了与之相适应的附属装置。之后，根据新义煤矿地面的建筑布置情况和所选用的抽采泵的尺寸，设计了地面泵站房及其附属建筑的建设。最后，制定了整个抽放系统的安全技术措施。关键词：瓦斯涌出量 瓦斯抽采 设备选型 地面泵站 安全技术措施The ground fixed gas extraction system design of Xinyi MineAbstract：Xinyi Mines coal capacity of des
3、igned annual output is 1.2Mt , for coal and gas outburst mines . Its main coal is B1 coal seam , the average level of gas in 9.69m3/t or so, belong to gas coal seam . I calculate the mine gas emission is 62.8m3/min using the separate source predicted method . The gas overrun seriously hinder the nor
4、mal the mine production capacity . According to the one hundred and forty-fifth regulation of the coal mine safety standards: 1.0 1.5Mt annual output of the mine, the gas emission is greater than 30m3/min , must build up the ground fixed gas extraction system . The paper according to the B1 coal sea
5、ms gas bearing conditions, source, gas levels of management , I design the mining face along the layer represents the drilling in shallow holes smoke, face the smoke and goaf buried tube extraction of combining the extraction way, the heading face the bottom layer and smoke gets in drilling of coal
6、seam gas drilling the bands of the method of smoke . Then, according to the drainage volume of the pipe network and calculation of pipe network resistance , I design piping selection and extraction pump selection : selection of pipe are mine polyethylene pipe and drainage pump is water ring vacuum p
7、umps 2BEC-67 type . According to the model of the selected tube and drainage pumps , I select the corresponding attachment . Layout of the dimensions of the situation and the selection of the drainage pump according to the construction of the XinYi mines surface , I design the construction of the gr
8、ound pumping station room and its outbuildings . Finally, I design the development of safety technical measures for the entire drainage system .Keywords：Gas emission Gas extraction The selection of equipment Ground Pump Stations Security technical measures目 录1前言11.1 研究的背景与意义11.2 国内外综述11.3 抽采系统设计的主要内
9、容21.4 研究方法与技术路线32矿井概况42.1 井田位置与交通42.2 井田境界与煤炭储量42.2.1 井田境界42.2.2 井田储量52.3 开采煤层52.4 矿井生产能力与开拓52.5 矿井通风62.6煤尘爆炸性与自燃倾向性62.7矿井瓦斯基础参数62.7.1 瓦斯含量62.7.2 瓦斯抽采难易程度的指标93矿井瓦斯涌出量预测与抽采系统的选择103.1瓦斯涌出量分源预测法103.1.1 回采工作面瓦斯涌出量预测103.1.2掘进工作面瓦斯涌出量预测123.1.3生产采区瓦斯涌出量预测133.1.4 矿井瓦斯涌出量133.2 矿井瓦斯涌出量预测143.2.1 预测基础数据143.2.2
10、矿井瓦斯涌出量预测结果153.3 建立地面固定抽采系统的必要性174 瓦斯抽采设计参数184.1 矿井瓦斯储量184.2 瓦斯抽采率194.3 可抽瓦斯量194.4 设计瓦斯抽采规模194.5 设计瓦斯年抽采量205 瓦斯抽采方法215.1 抽采方法选择215.1.1 抽采方法选择依据215.1.2 抽采方法选择215.2 掘进工作面抽采方法215.2.1穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯215.2.2 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯235.3 回采工作面抽采方法265.3.1 顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯265.3.2 采面浅孔抽采275.3.3 采空区埋管抽采285.4 抽采钻孔的密封285.4.
11、1 封孔深度285.4.2 封孔材料285.4.3 封孔工艺296 抽采管路系统及选型计算316.1 抽采管路路线316.2抽采规模预计316.3抽采管路选型计算326.3.1 选型计算依据326.3.2 管路选型计算326.3.3 抽采管路阻力计算336.4 管路连接与敷设要求346.5 钻孔与抽采管路连接346.6 抽采管路附属装置367 抽采设备选型397.1 抽采泵的选型397.1.1 抽采泵的类型确定397.1.2 抽采泵的容量计算397.1.3 抽采泵型号确定417.2 抽采系统附属装置427.2.1 防回火、防爆装置427.2.2 计量装置427.2.3 放空管427.2.4 避
12、雷设施438 地面抽采泵站建设478.1 瓦斯抽采泵站478.1.1 抽采泵站建设要求478.1.2 新义煤矿泵站建设488.2 抽采泵站供水系统538.3 供电系统538.4 地面抽采站通风与采暖558.5 地面抽采站监控与通讯558.6 地面抽采站环境保护559 安全监测与安全措施569.1 安全监测与计量569.2 主要安全措施及附属设施569.2.1 抽采泵站站址选择569.2.2 抽采站内的建筑设计569.2.3 泵站主要设备及附属设备选型579.2.4 管路安装579.2.5 打钻安全技术措施579.2.6 其它59致谢60参考文献611前言1.1 研究的背景与意义在我国的能源工业
13、中，煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70左右，预计到2050年还将占50以上。但受自然条件和现有技术条件等因素的制约，我国煤矿生产中还存在着大量的不安全因素，以致煤矿灾害时有发生，特别是煤矿瓦斯灾害已成为我国煤炭生产的最大障碍。瓦斯又称为煤层气，在一定条件下造成瓦斯突出、瓦斯爆炸等危害事故。因为瓦斯事故具有极强的破坏和巨大的危害性，给国家和人民生命财产造成巨大的损失。所以说“瓦斯是我国煤矿安全的第一杀手”，煤矿瓦斯问题是实现安全生产的最大障碍，是随时会引爆的主要危险源，防治瓦斯是煤矿一项很复杂的系统工程，需要投入大量人力物力。由此看来，防治瓦斯是矿井长治久安的必由之路。义马煤业（集团）有限
14、责任公司新义煤矿，是河南省重点建设项目，位于洛阳市新安县境内，南距新安县城8km。可采储量1.1亿吨，年生产能力120万吨，服务年限67年。矿井建设总投资10.7亿元，主要产品为低灰、中硫、低磷、高发热量的优质贫煤，是良好的工业、民用、电厂用煤，市场前景广阔。该矿于2005年1月开工建设，采用立井两水平上下山开拓、综合机械化采煤工艺。2011年4月19日，开始投入生产，并通过了国家发改委能源局项目竣工验收。新义矿主采二1煤层，经河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心鉴定为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯含量在8.3812.84m3/t之间，绝对瓦斯涌出量为33.6m3/min，瓦斯涌出量大于通风所能解决的
15、瓦斯涌出量。显然，新义矿建立抽采系统是必要的。一方面，瓦斯抽采不仅解决了制约新义煤矿正常生产和威胁矿井工作人员生命安全的瓦斯问题；另一方面，瓦斯又是一种优质资源，对煤矿瓦斯进行合理的抽采并加以利用，可以给煤矿带来可观的经济效益。1.2 国内外综述瓦斯是煤层气的俗称。瓦斯是一种易燃易爆气体，对煤矿的安全生产构成极大的威胁。同时，瓦斯也是一种宝贵的能源和化工原料。美国早在1983年就抽采瓦斯当作能源来开发。据相关资料统计，世界上煤层气资源量最多的国家是俄罗斯，其次是加拿大，我国煤层气资源居世界第三位。世界约有34个国家开展煤层气勘探工作。国外从事瓦斯抽采和利用方面研究要远远早于我国，其技术领先，以
16、抽采利用为主，主动排除瓦斯突出和爆炸的危险。瓦斯抽采工作历史悠久，据资料记载，早在1730年，英国Whimhdmn煤矿Saltom竖井掘至76.8m深，遇到一层厚0.61m的煤(其下部有0.15m的黑色页岩)时，有瓦斯涌出，当时人们用直径50mm管密闭后，将瓦斯引至井外，以供当地学者的实验室用。原苏联在帝俄时期，大约于1907年在尤索夫克的中央矿井内把莫梁宁诺夫层的邻近层大量喷出的瓦斯进行引排，10年内依靠自然的压力，每日涌出的瓦斯量达4000m3；马克耶夫救护站的工作人员也曾于1912年在伊万矿井中设法引排大量喷出的瓦斯。世界各国正规的抽采瓦斯工作是从40年代末至50年代初开始的。随后，抽采
17、方法不断增加，瓦斯抽采技术也逐渐提高，抽采规模日益扩大。 随着技术的进步以及对煤矿安全要求的提高，人们逐步认识到了抽采瓦斯的重要作用，世界上各主要产煤国均逐步投入了大量的人力、物力和财力开展矿井瓦斯的抽采工作。尤其是自1951年以来，煤矿瓦斯抽采工作得到了迅猛的发展。据有关资料统计表明：在195l1987年间，世界煤矿瓦斯抽采量基本上是呈线性增加，自1951年的134106m3增至1987年的5430106m3，增加了39倍。这种瓦斯抽采量的迅速增加，一方面是由于瓦斯抽采技术相设备性能的提高，使单个抽采矿井数平均年抽采量增大；另一方面则是由于随着煤炭产量增大和矿井向深部的延伸，高瓦斯矿井增多，
18、导致了抽采瓦斯矿井数增加。到目前为止，世界上已有17个采煤国家进行了瓦斯抽采，世界上各主要采煤国家几乎都开展了瓦斯抽采工作。我国随着采煤产量的提高以及瓦斯涌出量的增加，抽采瓦斯方法出现了相应的变化。虽然从形式上看抽采瓦斯方法并没出现新的方法，但从实质内容上看确有许多创新之处。作为防治瓦斯灾害事故的主要技术措施的瓦斯抽采，虽然取得了较快的发展，但总体上看水平仍然较低。我国目前的平均抽采率仅有28%，而俄罗斯、美国、澳大利亚等主要采煤国家的抽采率均在50%以上，大大高于我国。我国抽采率低的原因主要有以下几点：一是有些矿井该建抽采系统而未建；二是煤层基础条件差，透气性普遍较低；三是钻孔工程量少，有些
19、矿井虽然建立了抽采系统，但对瓦斯抽采的认识不足，也缺乏相应的巷道和钻孔工程；四是抽采方法落后，很多矿区缺乏对瓦斯抽采工艺方法的研究，几十年一贯制，抽采效果差，难以满足安全生产的要求。另外，我国抽采瓦斯的发展亦不平衡，有些矿区频繁发生瓦斯爆炸，也从一个侧面说明瓦斯抽采工作搞得不好，不能满足安全生产的要求。要从根本上提高抽采瓦斯的能力，减少瓦斯事故的发生，提高安全生产水平，就必须搞清楚井下瓦斯积聚和瓦斯释放的模式，加快抽采瓦斯系统建设及更新改造。掌握这个模式的一个主要手段就是主动地预测井下瓦斯的赋存状况，并动态模拟出瓦斯卸压区的范围，以便能很好地掌握瓦斯的释放规律。1.3 抽采系统设计的主要内容（
20、1）瓦斯抽采系统的选择：根据该矿邻近矿井二1煤层发生过煤与瓦斯突出动力现象和该矿最大瓦斯涌出量达62.8m3/min，选择建立地面固定永久瓦斯抽采站作为该矿瓦斯抽采系统。（2）瓦斯抽采方法：根据该矿二1煤层赋存条件、瓦斯来源、瓦斯管理等级等，设计其回采工作面采用顺层钻孔预抽、采面浅孔预抽和采空区埋管抽采相结合的抽采方式，其掘进工作面采用底板穿层钻孔预抽和顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的方法。（3）瓦斯抽采管路选型：根据采煤工作面预计的系统最大混合抽采量15m3/min和采掘巷道管路系统不重复建设的原则，采掘工作面统一选用外径280mm的聚乙烯管；根据预计矿井的最大混合抽采量126m3/min，矿井主
21、管路选用外径560mm的聚乙烯管。（4）瓦斯抽采泵选型：2BEC-67型水环式真空泵，气水分离器为配套设备，其电机功率400KW，额定流量350m3/min。当2BEC-67型水环式真空泵转速240r/min、吸入绝对压力350hPa时吸气量为331m3/min，完全满足252.6m3/min流量和21.52KPa的抽采系统压力要求。新义煤矿地面抽采泵站选择3台2BEC-67型水环式真空泵二备一用较为合适。（5）地面抽采站：根据该矿开拓系统条件和地理环境条件，设计该矿地面抽采站建设在风井地面工业广场，并要求根据相关标准规范，进行抽采站建筑、供水、供电、监测、排水、暖通、通讯、消防、环保等建设。
22、1.4 研究方法与技术路线首先先收集数据，通过整理、分析数据，运用分源预测法计算瓦斯涌出量，从而确定抽采方法，再进一步根据抽采方法的选择来确定抽采管路与抽采泵。同时，选择相应的附属装置，最后在确定地面泵站的建设及附属建筑，同时要考虑到安全措施。技术路线如图1-1所示。查找资料、收集数据整理、分析数据分源预测法计算瓦斯涌出量确定抽采方法抽采管路选型抽采泵选型与附属装置地面泵站建设及附属建筑安全技术措施图1-1 技术路线Fig.1-1 Technique route of research2矿井概况本章将概括的介绍新义煤矿的地理位置、井田境界、储量、开采煤层、生产能力、开拓状况、通风状况、瓦斯概况
23、等基本情况。通过这些基础参数可以算出来瓦斯含量及预测深部瓦斯含量，是计算瓦斯涌出量的重要依据。2.1 井田位置与交通新义煤矿井田位于新安县正村乡境内(新安煤田正村普查区西部)，距新安县约8km，东距洛阳40km。陇海铁路的新安火车站距矿区南部约8km，浅部的新安煤矿专用铁路距本井田约5km。洛三高速公路距矿区南部约5.5km，新安至石寺的公路从井田中部通过，新安至正村仓头的乡级公路从井田北东部通过。区内交通方便，详见图2-1。新义煤矿图2-1 交通位置图Fig.2-1 Traffic location2.2 井田境界与煤炭储量002.2.1 井田境界新义煤矿位于新安煤田正村井田西部，东以19勘
24、探线为界，西以0勘探线以西360m为界，北起二1煤层底板标高-200m等高线，南至二1煤-600m等高线。东西走向长约10.50km，倾向宽3.794.52km，面积约42.71km2。井田范围由表2-1所列座标圈围而成：表2-1 井田范围座标表Tab.2-1 Field range coordinator点号XY点号XY1.00.009.81.882.30.7610.67.553.32.2711.78.634.31.0112.49.015.41.0413.00.006.11.507.67.178.00.002.2.2 井田储量（1）资源储量储量计算边界为上述划定的井田范围，储量计算的最低可采
25、厚度为0.8m，最高灰分40%。由此所获得的总资源储量为227.29Mt，其中探明储量（121b）58.73Mt，控制储量（122b）84.98Mt，推断储量（333）83.58Mt。探明加控制储量（121b+122b）143.71Mt。（2）可采储量根据全井田获得的储量，将（333）推断资源储量乘以0.8的可信系数后，得出工业资源储量，再扣除边界、工广、村庄等各类永久煤柱，采区回采率二1煤层取0.75，计算全井田共有可采储量112.76Mt，其中一水平57.56Mt，二水平55.19Mt。2.3 开采煤层井田含煤地层为石炭系太原组、二叠系上、下石盒子组，含煤22层，除了山西组的二1煤层外，其
26、余煤层均不可采。上、下石盒子组厚379.95465.05m，平均442.37m，煤层总厚0.82m，含煤系数0.2%。山西组厚62.55112.98m，平均81.45m，煤层总厚5.73m，含煤系数7%。太原组厚29.1253.56m，平均40.58m，煤层总厚0.83m，含煤系数2%。二1煤层为本井田的唯一可采煤层，位于山西组下部，煤层厚015.47m，平均4.81m，局部含夹矸12层，煤层顶板为泥岩和炭质泥岩，底板为粉砂岩、砂质泥岩。该煤层全区大部分可采，厚度变化大，规律性不明显，结构简单，属较稳定煤层。2.4 矿井生产能力与开拓新义煤矿设计生产能力为1.2Mt/a，采用立井二水平上、下山
27、开拓方式，一水平标高定在-300m，二水平标高定在-500m。现有立井三座，分别为主井、副井和风井。胶带运输巷、轨道大巷和回风大巷均布置在二1煤层底板岩石中，距二1煤层顶板1015m左右的大占砂岩中。本井田可采煤层仅有二1煤层全区可采，无保护层可采。全井田共划分16个采区，其中一水平8个采区（4个上山采区、4个下山采区），二水平8个采区（4个上山采区，4个下山采区）。采区开采顺序按照先近后远的原则，一般为前进式。初期投产东11采区和西12采区，均为炮采工作面。目前，全矿井共有掘进工作面11个，回采工作面2个，备采工作面1个。其中11021胶带顺槽、12041轨道顺槽、12041胶带顺槽、120
28、21轨道顺槽为煤巷掘进工作面；采煤方法采用倾斜长壁采煤法，后退式开采，全部陷落法管理顶板。2.5 矿井通风矿井通风方法目前采用为抽出式通风，通风方式为中央并列式；目前矿井有三个风井，采用主、副井进风和中央风井回风；-305水平设置三条大巷，胶带运输大巷和轨道运输大巷进风，回风大巷回风。主通风机选用FBCDZ(BDK)-10-NO.32型矿用对旋式轴流通风机二台，一台工作，一台备用，风机功率为2450KW。目前，主要通风机排风量为12527m3/min，矿井负压为2660Pa，主要通风机的主机和备用机均采用双级运行。矿井总需风量11635m3/min，矿井总进风为12039m3/min，矿井总回
29、风量为12417m3/min，有效风量率为91.8%，矿井外部漏风率0.88%，内部漏风率为11.3%，供需风量比为1.03:1，矿井总负压为2660Pa。矿井反风采用风机反转反风的方法，局部反风通过井下设施和反风巷道来实现。2.6煤尘爆炸性与自燃倾向性根据新义煤矿二1煤层煤尘爆炸性试验结果，二1煤应属煤尘有爆炸危险性的煤层，根据邻近煤矿二1煤试验结果，新义煤矿井田二1煤层属不易自燃煤层。2.7矿井瓦斯基础参数2.7.1 瓦斯含量地勘期间在井田二1煤层共采集瓦斯煤样11个，煤层瓦斯含量为2.219.80m3/t，平均为5.39m3/t。在矿井突出危险性鉴定期间，河南理工大学与新义矿合作井下实测
30、瓦斯含量9个，其中二1煤8个，二3煤1个。测定结果如表2-2所示。从测定结果看，新义矿煤层瓦斯含量为8.3412.84m3/t，平均为9.85m3/t。新义矿与河南理工大学合作，利用水泥砂浆封孔对二1煤层瓦斯压力进行了测定，得到瓦斯压力测定结果8个，测定结果如表2-3所示。二1煤层瓦斯压力为0.301.40MPa。根据表2-4参数和瓦斯含量反算二1煤层瓦斯压力，如表2-5所示，二1煤层瓦斯压力为0.571.25MPa。表2-2 煤层瓦斯含量和工业分析结果表Tab.2-2 Coal seam gas content and industrial analysis results测定地点Mad（%
31、）Aad（%）Vf（%）瓦斯含量(m3/t)西翼胶带运输巷3号孔1.313.313.5312.84西翼胶带运输巷1.213.513.659.76东回风大巷正头距回风石门中线135m1.4615.2713.069.53东轨道大巷炸药库东以里87.5m1.2714.9814.228.38东轨道大巷正头距回风联络巷口52.3m1.1616.0213.978.46首采工作面轨道上山距东轨大巷19.4m2.3814.2214.0810.87东轨道大巷正头距回风联络巷口150m4.3814.7714.859.95东首采面轨道顺槽开口向里11m0.6519.4211.9110.23东回风大巷正头距首采面回风
32、石门51m0.7927.9912.508.73表2-3 二1煤层瓦斯压力测定结果Tab.2-3 No.II1 coal seam gas pressure measurement results编号地 点孔深（m）封孔长度（m）倾角（）实测压力（MPa）1#东大巷第一检修硐室内16.511.5900.522#炸药库东口距运输大巷6m处14.811.4900.723#西胶带大巷绞车房内20.416.4901.404#距炸药库东口94m处壁坎内10.67.5900.785#距第一车场口4m前正头15.18.7700.566#东回风大巷距开口262m27.211.3901.17#首采工作面回风石门开
33、口向里2m15.211.0-830.508#首采工作面回风石门开口向里7m20.2518.0-300.30表2-4 煤层瓦斯吸附常数测定结果Tab.2-4 Coal seam gas adsorption constants the determination results测定地点瓦斯含量(m3/t)a(m3/t)b（MPa-1）-305m水平西翼胶带运输巷3号孔12.8439.680.687-300m水平西翼胶带运输巷(二3煤)9.7639.840.699表2-5 煤层瓦斯压力反算结果Tab.2-5 Coal seam gas pressure calculated results编号采样
34、地点原始含量(m3/t)反演压力(MPa)1-305m水平西翼胶带运输巷3号孔12.841.122-300m水平西翼胶带运输巷(二3煤)9.760.673-308m东回风大巷正头距回风石门中线135.3m 9.530.754-315m东轨道大巷炸药库东以里87.5m8.380.585-310m东轨道大巷正头距回风联络巷口52.3m8.460.576-305m首采工作面轨道上山距东轨大巷19 m10.871.257-315m东轨道大巷正头距回风联络巷口15 m9.951.068-300m东首采面轨道顺槽开口向里11m10.230.679-290m东回风大巷正头距首采面回风石门51m8.730.6
35、1根据以上数据参数可以得到新义煤矿的瓦斯含量与埋深的线性回归关系，如图2-2所示:图2-2 瓦斯含量与埋深关系Fig.2-2 Gas content and depth of relationships图2-2是煤层埋藏深度与瓦斯含量关系散点图，从图中可以看出瓦斯含量点均匀地分布于直线的两侧，瓦斯含量随着煤层埋深的增加而增大，煤层埋深对瓦斯含量具有较强的控制作用，可以得到线性回归方程和线性相关系数：W=0.014H+2.3889R2=0.7494由上述公式可以看出相关系数达到0.7494，显示了非常好的相关性，瓦斯含量与埋深相关度较高。由此公式可以推算出新义煤矿的第二水平的瓦斯含量，第二水平的
36、埋深在870922m，所以可以得到第二水平瓦斯含量为14.5715.3m3/t，取平均瓦斯含量为14.94 m3/t。2.7.2 瓦斯抽采难易程度的指标根据矿井瓦斯抽采管理规范（煤安字1997第189号）第19条、煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）第7.2.1条的有关规定，衡量未卸压的原始煤层瓦斯抽采难易程度指标有：煤层透气性系数（），钻孔瓦斯流量衰减系数（）。按、判定本煤层瓦斯抽采难易程度标准如表2-6所示。表2-6 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表Tab.2-6 The the Predrainaging Gas ease classification抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数（
37、d-1）煤层透气系数（m2/MPa2d）容易抽放10可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1目前，新义煤矿基本测定煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数和百米钻孔瓦斯极限抽放量。透气性系数为0.0052-0.0083m2/(MPa2d)之间，钻孔瓦斯流量衰减系数为：0.280-0.878d-1之间。结合新义矿煤层特软、煤厚变化大、煤层透气性差的实际情况，可以断定，新义矿二1煤属于较难抽放煤层(表2-6)。 3矿井瓦斯涌出量预测与抽采系统的选择新义煤矿是新矿井，适于用分源预测法预测瓦斯涌出量。本章将详尽的介绍分源预测法预测的应用，以及根据新义煤矿的基础数据计算煤矿的瓦斯涌出量。本
38、章是瓦斯抽放设计中最重要的部分，所得瓦斯涌出量是管路选型和抽采泵选择的重要依据。3.1瓦斯涌出量分源预测法根据防治煤与瓦斯突出规定（2009）第十四条，新建矿井或生产矿井新水平，都必须进行瓦斯涌出量预测，以确定新矿井、新水平、新采区投产后瓦斯涌出量大小，作为矿井和采区通风设计、瓦斯抽采及瓦斯管理的依据。矿井瓦斯涌出量预测是根据某些已知数据，按照一定的方法与规律，预先估算出矿井瓦斯涌出量大小的工作。根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）第4.3条，矿井瓦斯涌出量预测应包括以下资料：（1）矿井采掘设计说明书开拓、开采系统图，采掘接替计划；采煤方法、通风方式；掘进巷道参数、煤巷平均掘进
39、速度；矿井、采区、回采工作面及掘进工作面产量。（2）矿井地质报告地层剖面图、柱状图等；各煤层和煤夹层的厚度、煤层间距离及顶、底板岩性。（3）煤层瓦斯含量测定成果、风化带深度及瓦斯含量等值线图；（4）邻近矿井和该矿已采水平、采区（盘区）以及采掘工作面瓦斯涌出测定结果；（5）煤的工业分析指标（水分、灰分、挥发分和密度）以及煤质牌号。鉴于新义煤矿的采掘部署、瓦斯参数、煤层参数等具体情况，矿井瓦斯涌出量预测采用分源预测法。3.1.1 回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出来源主要包括开采层和邻近层。回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表示，以24h为一个预测圆班，由开采层（包括围岩）、邻近层瓦
40、斯涌出量两部分组成，其计算公式为： （3-1）式中 回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； 开采层相对瓦斯涌出量，m3/t； 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；（1）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，对于陷落法顶板管理的工作面，取K1=1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面回采率按85%，则K2=1.18；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：式中 L回采工作面长度，m；h巷道瓦斯预排等值宽度，m，取h=10m；m0开采层厚度，m
41、；M工作面采高，m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t； Wc煤的残存瓦斯含量，m3/t。根据新义矿防治煤与瓦斯突出总体设计提供的资料，新义矿二1 煤的挥发分含量为13.56%，水分为1.3%，灰分为13.3%。根据表3-1中值为残存可燃基瓦斯含量，取=4m3/t.r。所以需要按公式（3-3）换算成原煤的残存瓦斯含量： WC = (3-3)式中 WC原煤残余瓦斯含量，m3/t；Aad原煤中灰分含量，%；Wad原煤中水分含量，%。根据公式（3-3）将残存可燃基瓦斯含量转换为原煤的残存瓦斯含量WC3.42m3/t。表3-1 残存可燃基瓦斯含量Tab.3-1 Remnants of combustibl
42、e Ji Wasi content煤的挥发分（%）6881212181826263535424250残存可燃基瓦斯含量（m3/t.r）96644332222（2）邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出量采用下式计算： （3-4）式中 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；第i个邻近层煤层厚度，m；工作面采高，m；第i个邻近层瓦斯排放率，%。采高大于4.5m时，按下式计算：式中 第i邻近层与开采层垂直距离，m；工作面采高，m；工作面长度，m。当邻近层位于冒落带中时，。二1煤层
43、开采后，对其有影响的上邻近层二3 煤层，到11011和11041工作面二1煤层的距离为15m，距离12011工作面二1煤层的距离为23m。二3煤层平均厚度为0.44m。3.1.2掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出来源主要有两类：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤瓦斯涌出量。掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表示，用下式计算： （3-5）式中 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；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由下式计算： （3-6）式中 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3
44、/min；巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，为开采层厚度；对于厚煤层，及分别为巷道的高度及宽度；巷道平均掘进速度，m/min；巷道长度，m；煤壁瓦斯涌出强度，m3/m2.min，如无实测值可参考下式计算： （3-7）式中 煤中挥发分含量，%；煤层原始瓦斯含量，m3/t。（2）掘进巷道落煤瓦斯涌出量掘进巷道落煤瓦斯涌出量由下式计算： （3-8）式中 掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；掘进巷道断面积，m2；巷道平均掘进速度，m/min；煤的视相对密度，t/m3；煤层原始瓦斯含量，m3/t；运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。3.1.3生产采区瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和，由下式计算：