渝阳煤矿瓦斯抽采设计毕业设计.doc

摘 要本毕业设计的题目是渝阳煤矿瓦斯抽采设计，设计依据是重庆工程职业技术学院毕业设计任务书、煤矿安全规程、煤炭工业矿井设计规范、煤矿瓦斯抽采规范、煤矿瓦斯抽采基本指标、矿井瓦斯涌出量预测方法、矿井瓦斯抽采管理规范、防治煤与瓦斯突出规定等。本设计根据渝阳煤矿瓦斯涌出量2011年矿井绝对瓦斯涌出量为115.56m3/min，矿井相对瓦斯涌出量71.85m3/t，属煤与瓦斯突出矿井。M8煤层煤层透气性系数0.0212m2/mpa×d，煤层的残存瓦斯含量为6.0 m3/t。矿井主采区煤层埋藏深度在310m、430m、550m、670m时M7-2、M8煤层综合瓦斯压力分别为1.66Mpa、1.79Mpa、2.58Mpa、3.26Mpa等各种地质条件，探讨了瓦斯抽放的必要性,确定了渝阳煤矿瓦斯抽采方法,并进行了本抽采设计及设备的选型。本设计编写五章内容，主要包括：第一章，矿井概况；第二章，煤层瓦斯基本参数及瓦斯储量；第三章，瓦斯抽采方法；第四章，瓦斯抽采管路系统；第五章，抽采泵设备的选择。本设计由于时间仓促，只做了5章，设计中难免有错误，望各位老师批评指正。关键词：瓦斯抽采 抽采方法 设备选型 目 录 第一章 矿井概况- 1 -第一节 交通位置- 1 -第二节 矿井地质特征- 1 -第三节 煤层与煤质- 6 -第四节 矿井资源储量及生产能力- 8 -第五节 矿井开拓与开采- 9 -第六节 矿井瓦斯及通风- 11 -第二章 煤层瓦斯基本参数及瓦斯储量15第一节 煤层瓦斯基本参数15第二节 瓦斯储量及可抽量计算16第三节 瓦斯涌出量预测18第四节 抽采瓦斯的必要性、可行性25第三章 瓦斯抽采方法27第一节 抽采瓦斯方法选择27第二节 瓦斯抽采施工设备34第三节 抽采施工要求36第四节 封孔方式、材料及工艺37第四章 瓦斯抽采管路系统- 39 -第一节 瓦斯管管径和管材的选择- 39 -第二节 抽采管路的附属装置- 44 -第三节 管路敷设- 47 -第五章 抽采泵设备的选择49第一节 阳地湾和金鸡岩瓦斯抽采泵站校核论述49第二节 已新建的安稳电厂瓦斯泵的选择过程计算50第一章 矿井概况第一节 交通位置渝阳煤矿位于重庆市南部，紧邻重庆市与贵州省之交界。行政属綦江县石壕镇和安稳镇所辖。地理坐标为东经106°40106°46，北纬28°3428°40。矿区交通十分方便，210国道渝黔段和渝黔高速公路从矿区北端安稳镇附近通过，距渝黔铁路赶水站约20km，从赶水车站沿羊叉河已建成矿区铁路直达渝阳煤矿金鸡岩主、副斜井口。由矿部至公司所在地打通镇约15km，打通镇距重庆100km，交通较为方便。交通位置图见图1-1-1第二节 矿井地质特征一、地层及含煤地层矿井地层由上至下有三叠系下统嘉陵江组，飞仙关组和玉龙山组，二叠系上统长兴组和龙潭组，二叠系下统茅口组。嘉陵江组(T1j)，总厚748.33m；飞仙关组(T1f)，分布广泛，总厚167.94m；玉龙山组(T1y)，仅分布于井田西南缘羊叉河附近，总厚130. 55m；长兴组(P2c)，仅分布于井田西南缘羊叉河岸附近，总厚49.46m；龙潭组(P2L)，仅分布于井田西南羊叉河河谷地带，龙潭组厚72.2083.44，平均79.55m；茅口组(P1m)，井田内地表未出露，厚度不详。136 队补勘钻孔揭露最大厚度103.11m；栖霞组（P1q），厚度137147m，平均厚142m。本井田的含煤地层为上二叠统龙潭组，含煤地层属海陆过渡带潮坪泻湖碳酸盐台地内侧海沉积体系成煤环境。北三东区、北三西区煤层整体倾向北，煤层倾角7°19°，属缓倾斜煤层。采区内煤系地层含煤一般89层，其可采煤层有M6-3、M7-2、M8、M11煤层。M6-3煤层局部可采，M7-2煤层绝大部分可采，M8煤层全区可采，M11煤层大部分可采。图1-1-1 交通位置图二、构造（一）区域构造本井田处于箭头垭背斜西翼，在翼部产生一组向北略有收敛，向南散开的次级褶皱，依次为两河口向斜、羊叉滩背斜、大木树向斜、鱼跳背斜，这些褶皱具有娄山褶皱的特征，即背斜宽缓、向斜紧凑，褶曲的波幅由南向北西逐渐减弱，至鱼跳背斜为余波所及，故形态异常宽缓。控制本区的主要构造为两河口向斜、羊叉滩背斜、大木树向斜。（二）井田构造褶曲：北二东、西区和北三东、西区位于羊叉滩背斜轴部及其以西，煤层为单斜，倾向北偏西10°北偏东15°，煤岩层倾角为719°。羊叉滩背斜为一个NE-SW向贯穿本矿全井田的主要褶皱。 它并列于两河口向斜之西。此背斜南起石壕镇政府所在地以东，在羊叉河元塘附近进入本井田，向北东经柴坝顶、大河坝、蛇皮沟、水淹塘，北至安稳坝北附近消失，全长21km，井田内长11km。背斜线略有起伏，倾伏角2°4°，轴向在南段为N22°E，至柴坝顶略向东转为N35°E， 在蛇皮沟附近再度东偏为N 55°E，往北至倾没处又转为N35°40°E， 整个轴线略呈弯曲弧形。背斜轴线已由309、308、343、306、19、336、136-13、317等钻孔所控制。整个背斜东翼倾角10°30°，西翼倾角5°15°，轴面倾向NW或近于直立，在羊叉滩背斜北端西翼安稳镇附近地面出现了一组呈放射状的小褶皱，延伸长度约400900m。断层：对煤矿层破坏大的断层主要在羊叉滩背斜轴部和F103断层尖灭后往北对应区域，即北二西区+150一号上山、+200岩石轨道巷揭露的断层组，+150水平揭露的断层资料主要为正断层，但北三东区在羊叉滩背斜轴部主要为压性逆断层并呈雁行排列。现将有关的主要断层情况分述如下：f4逆断层：走向南西，倾向北西，倾角49°，落差1015m，破坏+200+300m标高M6-3、M7-2、M8、M11煤层。f27逆断层：走向南西，倾向北西，倾角50°，落差6.29m，破坏+140+200m标高M6-3、M7-2、M8、M11煤层。f7逆断层：走向南西，倾向北西，倾角16°，落差10m，破坏-100±0m标高M6-3、M7-2、M8、M11煤层。f101正断层：产状100°80°，H=8.4m，在+150一号上山揭露，断层破坏了M6-3、M7-2、M8、M11煤层。f100正断层：产状82°72°，H=6.0m，在+200岩石轨道揭露，断层破坏了M6-3、M7-2、M8、M11煤层。f206正断层：产状120°49°，H=2028m，在安稳斜井长兴灰岩与煤系交界段揭露，此断层破坏M6-3、M7-2、M8、M11煤层。Fb2逆断层：为本井田主要断层，地表起于两河口向斜西翼瓦子地，以N15°E向北延伸，在317钻孔文昌会附近转为南北向，并在河坝附近入本井田，然后以N10°W消失于学堂湾（W15号泉），地表形迹呈“弧形”。出露长度达3.50Km，在本井田出露长度为1200m。地表断层迹象， 317钻孔于井深190200m见此断层，破碎带宽度58m。小渔沱井田施工的CK24孔于井深417.50m见此断层，断层产生在嘉陵江组三段（T1j3）地层中，上盘倾角37°55°，下盘倾角15°25°，破碎带宽度达5m。该断层地面产状：走向由N15°E转南、北，向北转为N10°W，断层面倾向W，倾角60°左右，落差2025m，对深部-250-280m标高煤层有一定破坏作用。该断层产状延伸方向，落差已基本查明，并有317孔和CK24两个钻孔控制。（三）矿井地质类型简评由以上分析可知，在本矿井田内，主要褶皱有羊叉滩背斜，大木树向斜和鱼跳背斜，大木树向斜和鱼跳背斜在井田内+355m水平已收敛或倾没，羊叉滩背斜从南向北沿北东方向发育延伸至井田±0 m水平外边缘倾没。这些褶皱轴均近于直立。羊叉滩背斜轴西部，煤层倾角小于10°，东部煤层倾角大于10°。各褶皱对本矿井田采区正常划分影响不大。三、地形、气候及地震（一）地形地貌矿区位于四川盆地东南缘与贵州高原过渡带，地势东南高北西低，并被河流切割成各种形状的河间地块。大坪子井田范围属侵蚀剥蚀类型的河间地块地貌，东部边缘及南端、西缘被三岔河、羊叉河切割成低谷深沟。井田内地形高度一般在550750m，最高点为南面的大山堡，高程+804.60m，最低处为羊叉河谷，高程+350m，相对高差455m。属低山浅切割地形，侵蚀剥蚀地貌。（二）环境状况及气候条件气温：最高年平均气温19.5(1963年),最低年平均气温18.1(1982年)，最高日气温42.2(1972年8月27日)，最低日气温-1.8(1983年12月19日)。59月气温较高，月平均气温均在20以上，其余各月气温均在10左右，尤以12月至次年1月气候较为寒冷。湿度：年平均相对湿度79，年平均绝对湿度17.7mm。降水量：最大年降水量1606.2mm（2000年），最小年降水量696.1mm（1991年），平均年降水量1071.2mm。一般6至8月雨量充沛，12月至次年2月雨量较少。历年一次最大降水量为131.4mm（1975.9.1920）。冬季有短暂积雪。（三）水系及主要河流本区河流属綦江水系松坎河支流，为水流急湍，流量变化幅度大的幼年期河谷。常年性河流有三岔河和羊叉河，均发育于井田边缘。 三岔河位于井田东缘，发源于毛子孔以东志留系地层中，自东向西切穿二叠系、三叠系地层，进入本井田，至石龙寺转向北东顺两河口向斜轴向北流出本井田汇入松坎河。河流流长7.4km,河床坡度13.5，流量0.03751.402m3/s(罗天溪处)。羊叉河位于井田南缘和西缘，发源于贵州省习水县白杨坪附近奥陶系地层中，流经犁园坝、张狮坝、石壕、羊叉滩等井田，于羊叉处进入本井田，沿井田西缘向北流至小鱼沱入麻柳河，在赶水汇入松坎河。河谷呈“”字型，全长20km，井田边缘流长7500m，河床坡度1418，进入本井田一般流量2.457m3/s，流出井田测得一般流量3.384m3/s。此外，井田内还有数条向东、向西发育的季节性冲沟，分别注入三岔河和羊叉河。（四）地震矿区范围内，没有发生强震的记录。距矿区最近的一次破坏性地震，发生于1854年12月24日，震中位置在南川区南坪镇的5.5级地震。这次地震的震中烈度度，波及矿区的烈度约为度或度强。1819年9月14日发生贵州贵定的5.75级地震，震中烈度为度，波及矿区的烈度约为度。根据1991年6月3日国家地震局批准四川省地震局提交的松藻矿区地震基本烈度评定与地震危险性分析报告的结论，矿区220km2内地震基本烈度均以VI度为宜。第三节 煤层与煤质一、煤层本井田的含煤地层为上二叠统龙潭组，含煤地层属海陆过渡带潮坪泻湖碳酸盐台地内侧海沉积体系成煤环境。北三东区、北三西区煤层整体倾向北，煤层倾角7°19°，属缓倾斜煤层。采区内煤系地层含煤一般89层，其可采煤层有M6-3、M7-2、M8、M11煤层。M6-3煤层局部可采，M7-2煤层绝大部分可采，M8煤层全区可采，M11煤层大部分可采。各可采煤层分述如下：M6-3煤层：黑色半型煤，厚度01.36m，平均煤厚0.68m，煤层中部常含有0-2层矸石，其矸石多为泥岩，偶为炭质泥岩；煤层为简单复杂结构。M6-3煤层可采区位于318号、319号、321号、136-3、CK16 、CK4、CK29号孔控制范围内。M6-3煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，老顶为石灰岩；底板为粉砂质泥岩，偶为炭质泥岩。M6-3煤层位于煤系地层中上部，上距标志层B4（即老顶石灰岩）4.65.2m，平均4.92m；下距标志层（B3）1.83.0m。M7-2煤层：为黑色半亮至半暗型煤，厚度0.681.84m，平均煤厚0.90m；M7-2煤层为简单结构煤层。煤层顶板为砂质泥岩、粉砂岩及细砂岩，老顶为硅质灰岩；底板为灰白色及灰色的粘土岩、砂质泥岩。M7-2煤层位于煤系中部，上距标志层B3（老顶硅质灰岩）约4.24m；下距标志层（B2）5.288.02m，平均7.07m。M8煤层（B2标志层）：半亮至亮型煤，下分层厚2.363.27m，下分层平均厚2.64m，夹矸0.3m，上分层厚0.3m。M8煤层为复杂结构煤层。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，老顶为细砂岩或粉砂岩；底板为灰色粘土岩。M8煤层位于煤系中部，上距标志层B3平均11.5m。M11煤层：黑色半暗型煤层，厚度0.280.72m，平均0.65m。煤层在北三东区、北三西区下边界部位煤厚最薄，最薄为0.28m，煤层中部常夹有0-2层厚度在0.050.2m泥岩矸石，含有较多的黄铁矿晶粒和结核；M11煤层为简单较简单结构。煤层顶板为砂质泥岩、泥岩为主；底板为泥岩，局部为炭质泥岩。M11煤层位于煤系下部，上距标志层B2平均24.2m；下距标志层B1（M12煤层下部的铝土岩）平均2.83m。各煤层厚度及层间距情况见表1-3-1。表1-3-1 煤层厚度及层间距煤层名称煤厚(m)倾角结构层间距(m)M6-3平均最大最小0.6801.3611°7°15°复杂8.847.7611.32M7-2平均最大最小0.901.840.6811°7°15°简单6.305.288.02M8平均最大最小2.643.702.4211°7°15°较简单24.222.4726.73M11平均最大最小0.650.280.7211°7°15°简单二、煤质根据采样化验成果，本井田内各可采煤层均属于无烟煤。矿区内各可采煤层的煤质见表1-3-2。表1-3-2 矿区内各可采煤层煤质情况煤层编号水分（%）Mad灰分（%）Ad挥发分（%）Vd全硫含量（%）St,d发热量（MJ/Kg）Qb,dafM6-31.731.939.434.8223.46M7-21.8525.939.883.8926.43M81.918.688.854.1728.53M111.5829.189.595.3624.64第四节 矿井资源储量及生产能力渝阳煤矿扩建后主要开采水平为+150m和-200m。主要可采煤层4层，分别为M6-3、 M7-2 、M8 、M11。其中M8煤层属稳定煤层，全区可采，M7-2煤层属较稳定的煤层，大部分可采，M6-3、M11属不稳定煤层，局部可采。按照GB/T17766-1999固体矿产资源/储量分类标准，对探明和控制的资源量进行可行性综合评价和经济意义分类，并据此对矿井地质资源量进行可靠性综合评价，计算出矿井工业储量为109063kt。渝阳煤矿“三下”压煤共计19696kt，其中M6-3煤层739kt，M7-2煤层3636kt，M8煤层15321kt。渝阳煤矿工业资源/储量为109063kt，矿井工业资源/储量在扣除井田边界煤柱、河流煤柱、断层煤柱、铁路煤柱等永久煤柱损失后，计算出矿井设计资源/储量为105226kt，占全井田保有资源/储量的87.7%。根据矿井设计规范，薄煤层采区回采率按85%；中厚煤层采区回采率按80%；厚煤层采区回采率按75%计算。在矿井设计资源/储量中扣除井筒保安煤柱及开采损失后，计算出本矿井可采储量为69624kt，占全矿井保有储量的58%。矿井初步设计生产能力为0.9Mt/a，储量备用系数取1.4，全矿井设计服务年限为T=ZKAK=55.3a。其中T矿井设计服务年限；ZK矿井可采资源/储量，万t；A矿井设计生产能力，万t/a；K矿井资源/储量备用系数，取1.4。第五节 矿井开拓与开采矿井采用综合开拓方式，分区抽出式通风系统，共有金鸡岩主斜井、金鸡岩副斜井、金鸡岩回风平硐、阳地湾提升斜井、阳地湾人行斜井、阳地湾回风斜井、安稳运煤斜井、水井湾排矸立井八个井筒，矿井进入-200m水平开采前新建合掌坡回风斜井，将达到九个井筒。金鸡岩主斜井、金鸡岩副斜井、金鸡岩回风平硐设在金鸡岩集中工业广场，阳地湾提升斜井、阳地湾人行斜井、阳地湾回风斜井设在阳地湾工业广场内，安稳胶带运煤斜井设在安稳电厂工业广场内，水井湾排矸立井设在水井湾工业广场内，合掌坡回风斜井设在合掌坡工业广场内。1、金鸡岩主斜井：坡度16°，净断面10.2m2，长度1567m。巷内铺设15kg/m钢轨单道，安设有B=800mm钢绳芯胶带输送机，50mm×3.5水管一趟，设有检修道,作为矿井煤炭主运输通道之一。2、金鸡岩副斜井：坡度25°，净断面8.4m2，长度417m。巷内铺设15kg/m钢轨单道，安设有245mm×10、219mm×8水管各一趟，219mm×8风管一趟，采用绞车牵引1t矿车串车提升。为进风、进材料、管线敷设之用。3、金鸡岩回风平硐：净断面12.9m2，长度190m。设有人行台阶及扶手，担负北二西区回风。4、阳地湾提升斜井：坡度25°，净断面9.7m2，长度374m，安设1.6m双滚筒绞车串车提升。为矿井排矸、进风、进材料之用。5、阳地湾人行斜井：坡度22°，净断面10.5m2，长度427m，安设吊挂人车，245mm×10水管一趟，159mm×6.5风管一趟。作为人员上下班及进风之用。6、阳地湾回风斜井：坡度25°，净断面13.8m2，长度594m。设有人行台阶及扶手，担负北二东区回风。 7、安稳运煤斜井：坡度16°，净断面13.0m2，长度1190m，安设单轨及胶带运输机、148mm×4.5风管一趟、152mm×7水管一趟，作为安稳电厂供煤系统。8、合掌坡回风斜井：坡度22°，净断面23.7m2，长度750m。设有人行台阶及扶手，担负北三东区、北三西区回风。9、水井湾排矸立井：井筒直径6.0m，净断面28.3m2，井筒长度714m。采用双层四车窄罐，安装一台JKMD2.8×4()落地多绳提升机，配Z450-4A型622kW直流电机，电控系统采用JKMK/Z-ZC大型矿井提升机智能控制系统，担负提升矸石及进风。矿井采用盘区开拓方式。矿井原开采下边界为-200m标高，共分为三个水平，即+355m、+150m、-200m水平。至2008年底，+355m水平只剩下S1807(N)一个M8煤层工作面，至2011年底+150m水平的北二西区已接近尾声。矿井煤层倾角719°，矿井采用倾斜长壁仰斜后退式采煤法，区内前进式开采，综合机械化采煤。为了保证矿井的正常生产和采掘接替，矿井达产时共布置10个掘进工作面，其中半煤岩综掘头2个，全煤、半煤岩巷普掘进头2个，全岩巷普掘进头6个，综掘头面占掘进头面20%。采掘面头比例约为1：3.3。掘进机装程度100%，机械化程度为100%。第六节 矿井瓦斯及通风一、 矿井瓦斯根据重庆市煤炭工业管理局文件（渝煤监管201179号）关于市能源投资集团公司2011年度煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”：鉴定渝阳煤矿为煤与瓦斯突出矿井，突出等级2.10C。矿井绝对瓦斯涌出量115.56m3/min，相对瓦斯涌出量71.85m3/t。瓦斯成份以甲烷（CH4）为主（平均含量94.6598.5），CO2含量1.021.34，氮气（N2，平均含量0.443.98），含少量重烃。二、矿井通风矿井通风系统以-200 m水平首采面N3702采煤工作面投产（合掌坡风井投入使用）为界线，划分为-200m水平投产前和-200m水平投产后两个时期。由于矿井达产初期（单独开采+150m水平）由金鸡岩风井和阳地湾风井为全矿井服务，过渡到新增合掌坡风井为全矿井服务的时间段不长，仅为3年，因此达产初期不再考虑划分矿井通风容易时期和困难时期。合掌坡风井为新建风井，同时合掌坡风井的服务年限较长，因此设计按合掌坡风井服务的空间和时间，划分合掌坡风井的容易时期和困难时期作为矿井的通风容易时期和困难时期。根据矿井采掘部署安排，分别计算矿井通风阻力，确定通风时期为金鸡岩、阳地湾、合掌坡三台风机联合运行时期，困难时期为阳地湾、合掌坡两台风机北二东区接近尾声时期，北二东区回采结束后矿井通风系统为合掌坡风机服务北三西区、阳地湾风机服务于北三东区，矿井形成相对简单通风系统，通风相对容易，本次修改设计未改变矿井的通风系统构成，因此本次修改设计的通风容易时期和通风困难时期与原初步设计的通风容易时期和困难时期一致。由于修改设计达产时间提前，因此增加达产初期通风系统构成情况。另外本次设计只考虑北三东、西区回采结束前通风设计，根据矿井采掘部署服务年限约29年，矿井进入东区后，进入东区后重新启用金鸡岩风机。矿井达产初期(单独开采+150m水平)共布置8个井筒，通风方式为分区抽出式通风，其中进风井6个，分别为金鸡岩主、副斜井，阳地湾提升斜井斜井、人行斜井，安稳运煤斜井，水井湾排矸立井；回风斜井2个，分别为金鸡岩回风平硐、阳地湾回风斜井。矿井过渡时期（同时开采+150m、-200m水平）即通风容易时期共布置9个井筒，通风方式为分区抽出式通风，其中进风井6个，分别为金鸡岩主、副斜井，阳地湾提升斜井斜井、人行斜井，安稳运煤斜井，水井湾排矸立井；回风井3个，分别为金鸡岩回风平硐、阳地湾回风斜井、合掌坡回风斜井。矿井达产后期（单独开采-200m水平）即通风困难时期共布置9个井筒，通风方式为对角抽出式通风，其中进风井7个，分别为金鸡岩主、副斜井，金鸡岩进风平硐、阳地湾提升斜井斜井、人行斜井，安稳运煤斜井，水井湾排矸立井；回风斜井2个，分别为阳地湾回风斜井、合掌坡回风斜井。矿井通风系统设计服务时间约为29年。根据矿井初步设计中风机选型及风量计算，矿井达产时期总需风量290 m3/s；过渡时期的通风容易时期总需风量382m3/s；达产后期的通风困难时期总需风量 351 m3/s。风机校核及选型结果金鸡岩利用原有BD-8-24型对旋轴流式通风机2台，各配2台2×185kW防爆电动机，其中1台通风机工作，1台通风机备用。达产初期工况点（M1）： 叶片角度：0° 风 量：144m3/s 负 压：2487Pa 效 率：78% 通风机初期所需功率N1=579.96kW；过渡时期的容易时期工况点（M2）： 叶片角度：7.5° 风 量：110m3/s 负 压：2096Pa 效 率：73% 通风机初期所需功率N2=398.95kW；北二西区采完后风机停用，矿井进入东区后重新启用。阳地湾风井用FBCDZ.30型对旋轴流式通风机，电机功率2×450KW防爆电动机，其中1台通风机工作，1台通风机备用。达产初期工况点（M1）：叶片角度：+3° 风 量：165m3/s 负 压：2710Pa 效 率：86%容易时期工况点（M2）：叶片角度：0° 风 量：144m3/s 负 压：2713Pa 效 率：84%困难时期工况点（M3）： 叶片角度：+30 风 量：166.3m3/s 负 压：2657Pa 效 率：86% 通风机达产时所需功率N1=656.77kW；通风机初期所需功率N2=587.48kW；通风机后期所需功率N3=649.00kW。经过校核阳地湾风机风量能够满足矿井达到0.9Mt/a的生产需求，金鸡岩风机功率为2×185kW电机能力不能满足要求，必须对风机电机进行改造，增大风机电机功率至2×315 kW。合掌坡风井风机根据矿井通风容易、困难时期选取FBCDZ.33型对旋轴流式通风机2台，电机功率2×500KW防爆电动机，其中1台通风机工作，1台通风机备用。掘进工作面采用压入式局扇供风，各掘进工作面均设有专用回风巷，将乏风直接导入回风巷，实现独立通风。在扩建初期由于通风路线长，采用大功率局部通风机供风，局扇型号详见下表1-6-1，供电等级660V，采用双电源供电，掘进工作面使用的设备满足“三专两闭锁”要求，双局扇之间实行自动切换，风筒选用抗阻燃、抗静电风筒。表1-6-1 矿井局部风机参数表序号风机型号风量范围m3/min额定风量m3/min1FBD.5.6/2×11KW3002302652FBD.6.0/2×15KW4003003503FBD.6.0/2×22KW5003004504FBD.6.3/2×30KW6304205255FBD.7.1/2×44KW750450600第二章 煤层瓦斯基本参数及瓦斯储量第一节 煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯赋存基本参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采设计的依据。准确地测定瓦斯基本参数，包括：煤层原始瓦斯含量、煤层瓦斯吸附常数、孔隙率、煤层透气性系数、钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数，对于瓦斯抽采可行性论证，确定合理的技术措施，评价措施的技术效果以及研究确定合理的抽采技术参数都是十分重要的一项工作，是科学治理瓦斯的前提。一、煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是指单位质量或单位体积的煤在自然状态下所含游离和吸附瓦斯的总和。根据矿井补充勘探地质报告提供的煤层，原始瓦斯含量为：M8煤层瓦斯含量最高，M6-3、M7-2煤层较低，其中M6-3煤层瓦斯含量为7.9718.44ml/g·煤，平均11.16ml/g·煤；M7-2煤层瓦斯含量为6.9719.91ml/g·煤,平均12.68ml/g·煤；M8煤层瓦斯含量为12.1021.81ml/g·煤,平均17.27ml/g·煤；M11煤层瓦斯含量为5.3317.42ml/g·煤,平均11.06ml/g·煤；矿井瓦斯含量随埋藏深度的增加而升高。M7-2煤层原始瓦斯含量梯度3.3 m3/t/100m，M8煤层原始瓦斯含量梯度3.1 m3/t/100m。生产实践中测定355m水平煤层原始瓦斯含量为：M6-3煤层14.58m3/t、M7-2煤层18.59m3/t、M8煤层17.85m3/t、M9煤层17.76m3/t、M10煤层16.65m3/t、M11煤层17.39m3/t、M12煤层17.90m3/t。为了保证矿井通风系统、瓦斯抽采系统具有足够的能力，满足矿井治理瓦斯、安全生产和高产高效的需要，故本次设计采用的煤层原始瓦斯含量就高不就低，以350m水平实测的瓦斯为基础，按瓦斯含量梯度增加的规律推算矿井各水平的瓦斯。二、煤层瓦斯压力根据一三六地质队重庆市松藻矿务局矿井（修改）地质报告，渝阳煤矿从各水平测定的压力值中选择的最大值。矿井主采区煤层埋藏深度在310m、430m、550m、670m时M7-2、M8煤层综合瓦斯压力分别为1.66Mpa、1.79Mpa、2.58Mpa、3.26Mpa（见表2-1-1）。渝阳煤矿地质构造复杂，同一煤层在同一水平上瓦斯压力差别较大，无规律可循，矿井在以后生产中，按煤矿安全规程规定重新测定煤层瓦斯压力，防止煤与瓦斯突出事故。表2-1-1 主采区各埋藏深度煤层瓦斯压力值表煤层埋藏深度310m430m550m670mM7-2、M8层综合压力（Pa）1.661.792.583.26三、煤中残存瓦斯含量煤质牌号为无烟煤，根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ 10182006)，煤层的残存瓦斯含量为6.0 m3/t。四、煤层透气性系数矿井主采M8煤层煤层透气性系数0.0212m2/mpa×d。五、钻孔瓦斯流量衰减系数：0.06d-1。第二节 瓦斯储量及可抽量计算一、瓦斯储量根据煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006），矿井瓦斯储量指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量，包括可采煤层、不可采煤层以及围岩中所赋存的瓦斯，其计算公式如下：WkW1 + W2 + W3 (2-1)式中：Wk矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层瓦斯储量总和，Mm3；W1åA1i·X1i (2-2)A1i每一可采煤层的煤炭储量，Mt；X1i每一可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W2采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量总和，Mm3；W2åA2i·X2i (2-3)A2i可采煤层采动影响范围内每一不可采煤层的煤炭储量，Mt；X2i可采煤层采动影响范围内每一不可采煤层瓦斯含量，m3/t；W3围岩瓦斯储量，Mm3；W3K（W1 + W2） (2-4)K围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.050.20；如果要计算某区域（水平、采区、工作面等）的瓦斯储量，方法同上，但要将A1i 、A2i 、W1i 、W2i变为所计算区域的煤层储量和煤层瓦斯含量。根据地勘报告，渝阳煤矿M7煤层的可采储量为937.6万t，不可采储量1080.6万t，平均瓦斯含量为27.67 m3/t；M8煤层的可采储量为6154.6万t，不可采储量1958.4万t，平均瓦斯含量为26.38 m3/t；M11煤层可采储量559.5万t，不可采储量202.9万t，平均瓦斯含量为26.19 m3/t。根据上述公式得出渝阳煤矿的瓦斯储量总和为：WK=W1+W2+W3=(9.376×27.67)+（61.546×26.38) + (5.595×26.19)+ (10.806×27.67)+（19.584×26.38) + (2.029×26.19)+×0.05（(9.376×27.67)+（61.546×26.38) + (5.595×26.19)+ (10.806×27.67)+（19.584×26.38) + (2.029×26.19)）30.5亿m3二、瓦斯可抽量矿井可开发瓦斯量（可抽采量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽采技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反应矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽采工艺技术和抽采能力密切相关。采用下式计算：WcWk·K (2-5)式中：Wc矿井可抽瓦斯量，Mm3；Wk矿井瓦斯储量，Mm3；K矿井瓦斯抽采率，%；根据渝阳煤矿与煤炭科学研究总院重庆研究院测定，煤层瓦斯放散初速度（p）和煤层坚固性系数（f）值，渝阳煤矿各煤层属于较难抽采煤层，抽采方法以穿层预抽为主，所以取矿井瓦斯抽采率K=68%，则矿井瓦斯可抽量为：Wc30.5×68% = 20.74亿m3第三节 瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量预测是矿井通风设计、瓦斯抽采和瓦斯管理必不可少的基础参数。本次设计采用分源法预测矿井瓦斯涌出量。该方法的实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区及全矿井瓦斯涌出量的目的。一、瓦斯涌出量公式回采工作面瓦斯涌出量由开采层（包括围岩）和邻近层两部份组成，计算公式如下：q采=q1+q2 （2-1）式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q 1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、开采层瓦斯涌出量） （2-2）式中：K1围岩瓦斯涌出系数；取1.11.3K2回采工作面丢煤涌出系数，其值为回采率的倒数；K3顺槽掘进预排系数，后退式回采，K3=（B-2b）/ B；B 回采工作面长度，m；b 顺槽瓦斯预排宽度，m；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煤层残存瓦斯含量，m3/t。按参考资料选取无烟煤为6 m3/t。； 2、邻近层瓦斯涌出量 （2-3）式中：q2 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；邻近层瓦斯排放率，%；按邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线查取；W0i各邻近层原始瓦斯含量，m3/t；Wci各邻近层残存瓦斯含量，m3/t；mi各邻近层煤厚，m；其余符号意义同前。3、掘进面瓦斯涌出量计算掘进工作面瓦斯涌出来源包括两部份，一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯，其涌出量计算公式如下：q掘=q3+q4 （2-4）q3=D×V×q0×(2) （2-5）q4=S×V××(W0Wc) （2-6） 式中：q掘掘进面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4掘进巷道落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min；D巷道断面内暴露煤壁面周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2mo，mo为开采层厚度V巷道平均掘进速度，m/min；L掘进煤巷长度，m；q0掘进面煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2·min）；q0=0.026 0.0004×(Vr)2+0.16 ×W0 （2-7）式中：Vr掘进煤层原煤挥发份，%S掘进煤巷断面积，m2；原煤容重，t/m3；其余符号意义同前。4、采区瓦斯涌出量计算 （2-8）式中：q区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；q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个回采工作面的日产量，t；q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Ao生产采区平均日产量，t；5、矿井瓦斯涌出量 （2-9）式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Aoi第i个生产采区平均日产量，t；K"已采采空区瓦斯涌出系数。二、矿井瓦斯涌出量预测参数1、煤层参数及煤层瓦斯含量表煤层参数及煤层瓦斯含量见表2-3-1。2、回采面工作面参数回采面工作面参数见表2-3-2。表2-3-1 矿井各水平煤层瓦斯含量表序号煤层编号瓦斯含量梯度（m3/t·100m）