抽采地面固定瓦斯抽采系统设计
平煤六矿地面固定瓦斯抽采系统设计
摘要：煤与瓦斯突出，瓦斯爆炸都是煤矿井下严重的灾害，并且很多其他事故的发生都和瓦斯分不开，平煤六矿的工作面瓦斯涌出量和矿井的瓦斯涌出量都远大于规定中所要求的标准，而且从2005年起，平煤六矿在在采掘过程中曾发生多次煤与瓦斯突出，从保障煤矿安全生产的意义上来讲，六矿必须建立地面抽采本站对矿井进行瓦斯抽采。
基于此，本设计以平煤六矿丁5-6煤层为对象，通过前期收集、整理、分析该矿的相关资料，对该矿的瓦斯抽采系统进行了设计，设计内容如下：
（1）根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ 1018-2006）选择分源预测法对六矿进行矿井瓦斯涌出量预测。预测结果是丁5-6煤层工作面瓦斯涌出量为25.57m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量为5.73m3/min。根据《煤矿安全规程》和《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》论证了瓦斯抽采的必要性，从煤层透气性系数λ、钻孔瓦斯流量衰减系数α方面论证瓦斯抽采的可行性，同时，对矿井瓦斯储量，可抽瓦斯量进行计算。
（2）通过分析瓦斯涌出的来源及构成得出：回采区瓦斯涌出量比例高达68%，掘进区瓦斯涌出量占15.2%，已采区瓦斯涌出量占16.8%。所以回采区的瓦斯抽采是重中之重。本设计的开采层瓦斯抽放方法为本层预抽方法，采用顺层布孔方式。回采区域采用顺层上下钻孔预抽区域瓦斯，掘进区域采用顺层钻孔预抽条带瓦斯，采空区采用上隅角插管抽放方法，并绘制了抽采示意图和煤层瓦斯抽采系统图。
（3）根据《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）3.2.1~3.2.1 要求，本设计需分别布置高负压和低负压瓦斯抽采系统。根据管路的瓦斯纯量及瓦斯浓度，计算得出主管、分路、支管的管径；根据管路的长度及管径等参数计算出管路的摩擦阻力，进而计算出高负压抽采管路的总阻力为11892Pa，低负压抽采管路的总阻力为9284Pa。根据需求选择合适的抽采泵，高负压泵型号为：2BEC-52；低负压泵型号为：2BEC-52。
（4）根据相关规定，制定了抽采系统及抽采泵站的安全措施及管理方案。
关键词：煤与瓦斯突出瓦斯涌出量预测抽采方法管路设备选型
Gas Drainage System With ground-fixed pump station Design
of No.6 Mine in Pingdingshan
Abstract:Coal and gas outburst and gas explosion are serious coal mine disasters, and many other accidents are inseparable with gas, No.6 mine in Pingdingshan working face gas emission and coal mine gas emission is greater than the required standard of regulations. Since 2005, Coal and gas outburst often happened in the process of tunnelling in No.6 mine, In the sense of guaranteeing the coal mine production safety, gas drainage system with ground-fixed pump station must be established in No.6 mine. Based on these, this design took NO.6 mine in Pingdingshan D5-6 coal seam as the object. With collecting, collating, analyzing relevant information on the coal mine, I designed the gas drainage system. The contents are as follows:
(1) According to The Mine Gas Emission Quantity Prediction Method (AQ 1018-2006), select different-source prediction method to predict mine gas emission of NO.6mine in Pingdingshan. The results are as follows: the gas emission of coal face is 25.57m3/min and the emission of the tunneling working surface is 5.73m3/min. According to the coal Mine Safety Engineering 145 content, demonstrate the necessity of the coal mine gas drainage; with gas permeability coefficient of coal seam and damping factor of gas flow-rate per hole α, demonstrate the feasibility of the coal mine gas drainage. At the same time, calculate gas reserves, drainable gas quantity and pumping period.
(2) With the analysis of gas emission sources and structure, the result are obtained: up to 68% of gas emission quantity springs from the stope, and the tunneling area accounts for 15.2% of gas emission, and the gas emission of the mined area accounts for 16.8%. Accordingly, the gas extraction of the mining area is a top priority. Gas drainage methods include gas drainage from extracting seam, and gas drainage from gob. The gas drainage from extracting seam of the design is gas drainage from virgin coal seam, with crossing holes and holes drilled along seam. The gas drainage from stope is gas drainage from virgin coal seam, with holes drilled along seam, and the gas drainage is gas pre-drainage along seam bedding strip, with holes drilled along seam. Now, the gas drainage from gob is intubation in upper corner extraction . According to the Interim Provisions Standard of Coal Mine Gas Extraction, gas drainage negative pressure without pressure relief is 15KPa, gas drainage with pressure relief negative pressure is 8KPa. According to the attenuation coefficient of gas drainage borehole , calculate the effective pumping drilling time. And gas extraction and gas drainage system schematic diagram.
(3) According to "mine gas drainage engineering design specifications" (GB50471-2008) 3.2.1 ~ 3.2.3 requirements, the mine needs to arrange gas drainage system. According to the values of gas content and gas concentration in pipeline, calculated the diameter of main pipeline, branch, branch pipe; base on line length and diameter and other parameters to calculate the friction resistance of pipe, then calculate the high negative pressure is 11892Pa and low negative pressure is 9284Pa. According to the demand, choose suitable drainage pumps, the type of high negative press pump: 2BEC52; the type of low negative press pump: 2BEC52. Finally, economical calculation is performed.
(4) According to the relevant regulations, formulate safety measures and management scheme of the pumping system and pumping station.
Keywords：C oal and gas outburst Prediction of mine gas emission rate Drainage method Drainage pipeline Equipment selection
目录
1引言 (1)
1.1 研究的背景与意义 (1)
1.2 国内外综述 (1)
1.3 抽采系统设计的主要内容 (2)
1.4 研究方法与技术路线 (3)
2矿井概况 (4)
2.1 井田位置和交通 (4)
2.2 井田境界 (4)
2.3 井田储量 (5)
2.4 开采煤层及煤质 (6)
2.5 主要生产系统 (7)
2.6 矿井生产和开拓能力 (8)
2.7 矿井通风 (9)
2.8 矿井瓦斯基本参数 (9)
3 瓦斯涌出量预测和抽采系统的选择 (12)
3.1瓦斯涌出量分源预测法 (12)
3.2 预测基础数据 (12)
3.3 回采工作面瓦斯涌出量预测 (13)
3.4 掘进工作面瓦斯涌出量预测 (15)
3.5生产采区瓦斯涌出量预测 (17)
3.6 矿井瓦斯涌出量 (18)
3.7 建立地面固定抽采系统的必要性 (18)
4 瓦斯抽采设计参数 (20)
4.1 煤层瓦斯储量 (20)
4.2 瓦斯抽采率 (21)
4.3 瓦斯可抽量 (22)
4.3 可抽瓦斯量 (23)
4.4 设计瓦斯抽采规模 (23)
4.5 设计瓦斯年抽采量 (24)
5 瓦斯抽采 (25)
5.1 矿井瓦斯来源分析 (25)
5.2瓦斯抽采方法选择 (25)
5.3 顺层钻孔预抽煤巷条带 (26)
5.4 回采工作面顺层钻孔抽采 (28)
5.5 采空区埋管抽放 (29)
5.6 抽采钻孔的密封 (30)
6 抽采管路系统及选型计算 (32)
6.1 规定 (32)
6.2 抽采管路选型计算 (33)
6.3 管路连接与敷设要求 (36)
6.4 钻孔与抽采管路连接 (36)
6.5 抽采管路附属装置 (38)
7 抽采设备选型 (40)
7.1 抽采泵的选型 (40)
7.2 抽采系统附属装置 (45)
8 地面抽采泵站建设 (48)
8.1 瓦斯抽采泵站 (48)
8.2 地面抽采站通风与采暖 (51)
8.3 地面抽采站监控与通讯 (51)
8.4 地面抽采站环境保护 (51)
9 安全监测与安全措施 (52)
9.1 安全监测与计量 (52)
9.2 主要安全措施及附属设施 (52)
致谢 (55)
参考文献 (56)
1引言
1.1 研究的背景与意义
在我国的能源工业中，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。
平顶山天安煤业股份有限公司六矿是中平能化集团公司大型骨干矿井之一，矿区位于河南省平顶山矿区中西部，平顶山市西北郊8Km，矿井开拓方式为立斜井多水平混合开拓方式，副立井、主石门、集中大巷开拓，上下山开采，年产量达到400万吨.
2005年6月19日，我矿经中国煤科院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井，其中丁组煤层为突出煤层，矿井绝对瓦斯涌出量达到64.21m/min，相对瓦斯涌出量8.46m/t瓦斯涌出量，大于通风所能解决的瓦斯涌出量。显然，六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六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
美国是世界上瓦斯开发最早和最成功的国家。20世纪80年代初，美国地面瓦斯试验取得成功。从1985年到1995年的10年间，煤矿瓦斯抽采量从不足2亿立方米猛增至250亿立方米，形成了产业化规模。2003年煤矿瓦斯抽采量已超过450亿立方米，2004年产量达到500亿立方米，煤矿瓦斯占天然气总产量的8％~10％，成为重要的能源资源。在美国煤层气成功开发实践的鼓舞下，澳大利亚、加拿大、英国、德国、中国等国家先后开始煤层气开发。到2004年，加拿大煤层气生产井已达2900多口，单井日产量在3000~7000立方米，年产量达到15.5亿立方米，澳大利亚煤层气产量也已突破10亿立方米，均已实现了大规模商业化。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195l—1987年间，世界煤矿瓦斯抽采量基本上是呈线性增加，自1951年的134×106m3增至1987年的5430×106m3，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，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。
中国煤矿瓦斯抽采经过几十年的发展，经历了“局部防突措施为主、先抽后采、抽采达标和区域防突措施先行”四个阶段，形成了采前、采中、采后抽采的系统瓦斯抽采方法和基本指标2011年中国煤矿瓦斯抽采量达115亿立方米，2012年煤炭产量达亿吨，瓦斯抽采有利地保障了煤矿的安全生产，百万吨死亡率下降到但是，我们还应该看到，随着中国煤矿开采深度的增加和开采条件的复杂，煤矿瓦斯抽采还面临着一系列技术难题：例如：1)单一低透气松软突出煤层增透及瓦斯抽采；2)高瓦斯煤层瓦斯抽采及安全高效生产；3)区域性瓦斯抽采指标及快速效果检验方法；4)煤矿瓦斯抽采技术的标准化、规范化等．上述技术难题，还需要在国家的支持下，通过煤矿科研单位与煤炭企业共同努力，进一步开展基础理论研究和科技攻关，使中国煤矿瓦斯抽采技术水平上一个新台阶，更好地保障中国煤矿的安全生产。1.3 抽采系统设计的主要内容
（1）瓦斯抽采系统的选择：六矿主采丁5-6，戊8，戊9-10三层煤，考虑到实际原因，本设计只选择丁5-6煤层做抽采设计。
（2）瓦斯抽采方法：根据六矿丁5-6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上下顺层钻孔预抽、上隅角抽采相结合的抽采方式，其掘进工作面采用顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的方法。
（3）瓦斯抽采管路选型：根据工作面预计的系统最大混合抽采量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内径250mm的聚乙烯管，采空区用300mm 的聚乙烯管；矿井高负压主管路选用内径475mm，低负压主管选用300mm的螺旋缝自动埋弧焊接钢管。
（4）瓦斯抽采泵选型：高低负压抽放管路都选用2BEC-52型水环式真空泵。高负压抽放泵转速为300r/min ，低负压抽采系统转速为260r/min 时，完全满足要求。在地面抽放泵站配备三台，其中两台进行抽采，一台备用。
（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。
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。
图1-1 技术路线
Fig.1-1 Technique route of research 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
2矿井概况
2.1 井田位置和交通
矿区位于河南省平顶山矿区中西部，平顶山市西北郊8Km 。行政区隶属平顶山市管辖，地理坐标：东经113°11′45″至113°22′30″，北纬33°40′15″至33°48′45″。主井口坐标：X=3740542.40m ，Y=38429640.29m ，Z=174.0m 。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，与邻近县、乡均有公路相通，交通极为便利，详见图2-1。
图2-1 交通位置
Fig.2-1 Traffic location
2.2 井田境界
主要开采二叠系下石盒子组五、四（丁、戊）煤段煤层，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38.07km 2。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，详见表2-1。 汝州市石龙区宝丰县
郏县叶县
鲁山县襄城县禹州市白龟山水库昭平台水库平顶山市
焦
平 宝 线许
南
高
速沙河311国道311国道311国道
207国
道
207国道
颖河神垕镇北汝
河孟河柳线焦柳线
背孜洛
阳
市
许 昌 市洛 平 南 高
速郑 石许登高速 高
速六矿
表2-1 各煤段边界拐点坐标
Tab. 2-1 The coordinates of the field boundary turning points table
煤段序号拐点编号X Y 拐点编号X Y
五（丁）煤段1 3744380 38429000 18 3739450 38430345
2 3744430 38428500 19 3740650 38431255
3 3744420 38427880 20 3742880 38431942
4 374424
5 38427895 21 3743040 38432912
5 3744250 38427525 22 3742688 38434020
6 3744460 38427500 23 3743650 38434350
7 3744460 38426445 24 3743815 38434000
8 3743945 38426937 25 3743985 38433500
9 3743500 38427000 26 3744030 38433000
10 3743000 38427050 27 3743950 38432500
11 3742500 38427145 28 3743835 38432500
12 3742000 38427325 29 3743835 38432000
13 3741500 38427690 30 3743925 38431000
14 3741255 38428000 31 3743985 38430000
15 3740975 38428500 32 3744115 38430000
16 3740610 38429000 33 3744265 38429500
四（戊）煤段1 3744210 38429000 22 3739797 38429899
2 3744290 38428500 2
3 3739860 38429958
3 3744345 38427875 2
4 3739912 38429890
4 3744150 3842789
5 25 3739970 38429965
5 3744060 38427455 2
6 3740030 38430012
6 3744355 38427400 2
7 3739786 38430588
7 3744464 38426403 28 3740650 38431255
8 3743790 38426860 29 3742430 38431806
9 3743500 38426940 30 3742453 38432656
10 3743000 38426985 31 3742221 38433872
11 3742500 38427115 32 3743325 38434250
12 3741500 38427595 33 3743500 38433860
13 3741190 38428000 34 3743640 38433500
14 3740805 38428615 35 3743705 38433000
15 3740460 38429000 36 3743655 38432500
16 3740000 38429390 37 3743610 38432000
17 3739500 38429720 38 3743615 38431500
18 3739255 38430000 39 3743660 38431000
19 3739000 38430375 40 3743750 38430500
20 3739220 38430408 41 3743905 38430000
21 3739310 38430200 42 3744105 38429500
2.3 井田储量
依据采矿许可证划定的范围，含煤岩系上石盒子组六、五、四和一5（丙、丁、戊和庚20）煤段煤层。二（己）煤段煤层由相邻五矿、四矿开采。截止2009年底，全矿保有储量33027.8万吨，工业储量26315.8万吨（其中A+B为11718.3万吨）累计探明43018.7万吨，累计采出量6630.9万吨，累计损失量为3358.2万吨，可采储量为18198.0万吨，按年产320万吨，可采43年。
2.4 开采煤层及煤质
2.4.1 煤层
井田可采煤层由上至下包括：六2、五2、四3、四2、二2、二1和一5（丙3、丁5
－
6、戊8、戊9-10、己15、己16-17和庚20）煤层，以及五2（丁5
－6
）煤层分叉煤层五22和五
21
（丁5和丁6），四2（戊9-10）煤层的分叉煤层四22和四21（戊9和戊10），以及二1（己16-17
）煤层的分叉煤层二12和二11（己16和己17）。由于集团公司内部资源调整，现六矿仅采戊9-10，戊8，丁5-6三层，己、庚组由五矿回采。
丁5-6煤层赋存标高与埋藏深度，分别为123～-1000m，138～1050m，含煤面积24.3km2，煤层厚0.65～12.65m，平均3.53m。计算煤厚变异系数56.43％，可采性指数0.91，属不稳定大部可采煤层。
戊8煤层距丁5-6煤层40.55～112.92m，平均71.38m，赋存标高60～-1000m，埋藏深度150～1100m，含煤面积36.3km2,煤厚0～3.72m，平均1.86m，煤厚变异系数39.88%，可采性指数Km=0.91，属较稳定大部分可采煤层。
戊9-10煤层距戊8煤1.04～29.03m，平均13.38m，赋存标高60～－1000m，埋藏深度150～1100m，含煤面积31.3km2。煤厚0.4～5.39m，平均2.50m，煤厚变异系数38.37%，可采性指数0.95，属较稳定全区可采煤层。
2.4.2 煤质
丁5-6煤层、戊8煤层、戊9-10煤层均呈黑色，片状及块状，弱玻璃光泽，条带状及线理状结构，煤块呈层状构造。断口平坦或呈锯齿状。煤层内含1～2层不稳定夹矸。硬度1～2.5，平均容重1.393。
水分（Mad，%）：丁5-6煤层为1.43%，戊8煤层为1.20%，戊9-10煤层为1.27%，精煤水分平均值基本上和原煤相当，差别很小。
灰分（Aad，%）：丁5-6煤层为25.95%，戊8煤层为27.16%，戊9-10煤层为24.12%，属富灰煤，原煤灰分有自上而下从高变低的趋势，仅戊8煤层例外，灰分较高。
硫分（St.ad，%）丁5-6煤层为0.39%，戊8煤层为0.39%，戊9-10煤层为0.41%，均为特低硫煤。
发热量（Qgr.ad，MJ/Kg）：原煤发热量平均值，丁5-6煤层为32.80MJ/Kg，戊8煤层为34.81 MJ/Kg，戊9-10煤层为34.80 MJ/Kg，发热量数值较为接近，垂向上变化不明显。
挥发分（Vad，%）：精煤挥发分产率平均值，丁5-6煤层为34.51%，戊8煤层为35.14%，戊9-10煤层为34.12%，挥发分自上而下逐渐降低，反映了随埋藏深度增加，煤的变质程度增高。
胶质层厚度（Y，mm）和粘结指数（G）：胶质层厚度丁5-6煤层为16.14mm，戊8煤层为22.68mm，戊9-10煤层为22.22mm，各煤层粘结指数自上而下分别为89.68、94.13、
93.22，上述结果表明，煤的粘结性随着煤层的埋深而增大。按胶质层厚度划分，粘结性等级，丁5-6煤层为中等粘结性煤，其它为强粘结性煤。
丁5-6煤层、戊8煤层、戊9-10煤层：属中～富灰、特低硫、特低～低磷、中等发热量、极难选1/3焦煤及肥煤类，结焦性能不佳，也只宜作动力用煤。
2.4.3 煤尘爆炸危险性和自燃发火倾向性
六矿开采的丁组煤层、戊组煤层均具有煤尘爆炸危险性和自燃发火倾向性，矿井为自燃发火矿井。丁组、戊组煤层自燃发火周期均为3～6个月，各煤层煤尘爆炸指数、自然发火期如表2-2所示。
表2-2 六矿各煤层煤尘爆炸指数、自燃发火期表
Tab.2-2 table of the coal dust explosion index、the spontaneous combustion period 煤层名称爆炸指数（%）自燃发火期（月）煤层自燃等级丁5-6煤层35.95~39.62 3~6 自燃
戊8煤层33.53~37.55 3~6 自燃
戊9-10煤层34.78~36.45 3~6 自燃
2.5 主要生产系统
⑴主井提升系统
六矿主井提升系统由山南主立井提升系统和眀、暗斜运输系统组成，主井承担六矿各采区煤炭提升任务。
⑵副井提升系统
山南付井承担一水平、二水平物料提升、少量人员提升及提矸任务，北一区付井承担二水平部分物料和设备提升、少量人员提升、排矸任务。
⑶井下运输系统
煤炭运输工作全部采用胶带输送机，一水平运输系统由四部1m普通胶带输送机、三部1m钢丝绳芯胶带输送机和一部1m钢丝绳牵引胶带输送机组成。二水平运输系统由四部普通1m胶带输送机、一部1m钢丝绳芯胶带输送机、两部1m钢丝绳牵引胶带输送机组成。
⑷通风系统
矿井通风方法为抽出式，通风方式为分区与中央并列混合式通风，四个进风井(明斜井、一水平副井、一水平主井、二水平北山副井)，两个回风井(戊二风井、北山风井)分别担负着丁一采区、丁二采区、戊二上山采区、戊二下山采区的通风任务。
⑸排水系统
六矿井下排水系统为一水平和二水平设有主排水泵房各一座。一水平皮带巷和大巷排水经管路进入一水平主、副水仓，一水平中央泵房分两趟管路，通过管路直接排至地面水厂。二水平丁一采区、丁二采区、戊二轨上采区、戊二轨下采区的水分别由水管排
至二水平-440大巷水沟，由水沟汇集排到二水主副水仓，在由北一区井下大泵排到地面水仓处理，均经过净化后再通过山南、山北井筒向井下供水。
⑹压风系统
六矿建立有完善的压风系统。六矿压风系统分为山南压风机房和北一工区压风机房，共有压风机10台。
⑺供电系统
六矿总装机容量为86958.5KW，其中井下34440.5KW，地面30623KW，生活用电21895KW。矿井最大负荷18342KW，平均负荷15047KW。井下低压馈电线装设了选择性漏电保护装置。配电网络装设了可靠的过流、短路保护、接地装置齐全。通讯装置符合规程要求。矿井电源线路为4根，入井电缆7根，一水平中央下井电缆3根，型号为MYJV42-3×150 mm2两根，MYJV42-3×120mm2一根，都是采用的是聚氯乙烯钢丝铠装电缆，下井三趟电缆其中一趟电缆为备用线路；二水平中央下井电缆4根，型号均为MYJV42—3×150 mm2，都是采用的是聚氯乙烯钢丝铠装电缆，每根长950m。主要扇风机、提升机、中央变电所均为双回路供电。
⑻采掘系统
六矿划分三个水平开采，一水平基本结束，二水平为生产水平，三水平正在建设。目前六矿开采丁组、戊组两组煤层。四个综采工作面同时生产，年实际生产原煤320万吨左右。现有生产采区三个（丁一采区、丁二采区、戊二上山采区、戊二下山采区），三水平戊组正在开拓。
⑼地面系统
六矿地面生产系统主要包括一、二水平煤楼、洗煤厂、一、二水平煤仓、铁路牵引线、储煤场，根据目前井下回采煤层，地面生产系统分为戊组煤和丁组煤运输系统，戊组煤主要是通过主井提升，丁组煤主要是通过明斜井皮带运输。
矿井提升、运输、压风、防尘、防灭火、排水、供电等系统完善可靠，能力符合规定。
2.6 矿井生产和开拓能力
矿井于1957年动工建设，1970年7月1日正式投产。1980年至1990年进行了一次较大规模的技术改造，年生产能力提高到120万t。1988年，为进一步提高生产能力，由原平顶山矿务局设计院设计，对二水平生产系统进行了扩建改造，生产能力达到210万t。1993年又经技术改造后，年生产能力增加到260万t，2006年，核定年生产能力320万t，实际生产原煤329万t。
矿井采用竖井主副井提升及明暗斜井运输，石门开拓方式。集中运输大巷布置在四（戊10）煤层底板岩层中，上距煤层垂深大于25m，不影响上部煤层正常回采。结合21
通风断面要求，采用双巷开拓，除五、四（丁、戊）二采区上山通过-260运输石门卸入五、四（丁、戊）采区煤仓外，其余各采区皆由东、西翼皮带运输大巷向井底集中，通
过井底上仓皮带卸入井底煤仓，运输大巷通过辅助运输石门与轨道暗斜井和井底车场沟通。
矿井开拓方式为分水平上下山盘区式开拓，采煤方法根据各煤层厚度采用单一走向长壁式或倾斜分层走向长壁式开采。采煤工艺，初期以水采为主、60年代开始以炮采为主，八十年代中后期之后以综采为主。采用全岩陷落法管理，通风方式采用抽出式。
矿井分两个水平同时开采，其中，一水平五（丁）煤段的一采区、四采区和四（戊）煤段的一采区、二采区已结束；二水平五（丁）煤段的一、二采区和四（戊）煤段的二采区正在回采。
2.7 矿井通风
六矿通风方法为抽出式，通风方式为分区与中央并列混合式通风，共有一水平主、副井、明斜井、二水平北山副井等四个进风井和戊二风井、北山风井两个回风井。其中戊二风井装有BDK-8-NO28轴流式对旋风机两台，一台工作，一台备用，配套电机功率1000kw，叶片角度32.5°，总风量5508 m3/min，负压2440 pa，担负戊二上山采区，采用“两进两回”式通风格局。北山风井装有ANN3600/2800轴流式风机两台，一台工作，一台备用，配套电机功率2800kw，叶片角度40°，总风量17114 m3/min，负压2910 pa，担负二水平丁一、丁二采区、二水平戊二下山采区，其中丁一、丁二采区为“两进一回”式通风格局，戊二下山采区为“两进两回”式通风格局。矿井主要通风机按双机同能力配备，实现双回路供电。
矿井总进风量20623m3/min，总排风量为21826m3/min，有效风量为18040m3/min，有效风量率为87.48%，风机实测风量为22622m3/min，矿井等积孔为8.49m2。
采区进、回风巷贯穿整个采区，各采区均设置有瓦斯专用回风巷。
2.8 矿井瓦斯基本参数
2.8.1 煤层瓦斯赋存状况及规律
六矿位于平顶山矿区的中西部，井田位于李口向斜的南西翼，为一向北偏西倾斜的单斜构造，构造地质条件较简单，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，大部分被第四系覆盖。井田浅部瓦斯含量与涌出量低，随着开采深度的增加，瓦斯含量与涌出量显著增大，矿井煤层瓦斯赋存主要受采深和地质条件影响，由于煤层被巨厚地层覆盖，沉积岩性多为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩等，具有较好的煤层瓦斯生、储条件。对丁组煤层均按垂深每增加50米测定瓦斯压力、瓦斯含量，如表2-3。根据对不同标高的煤层瓦斯基本参数测定结果，丁5-6煤层瓦斯含量与标高的关系图如2-2所示。
表2-3 各主采煤层瓦斯基础参数表 Tab.2-3 basic parameter table of coal seam gas 煤层
测定地点 标高（m ） 埋深 瓦斯压力（Mpa ） 瓦斯含量（m 3/t ） 丁5-6
丁5-6-21090机巷 -536 786 2.1 7.93 丁5-6
丁5-6-21130机巷 -591 831 0.8 4.63 丁5-6
丁5-6-22220机巷 -619 809 7.32 丁5-6
丁5-6-22180切眼 -501 780 3.83 丁5-6
丁5-6-22180机巷 -535 735 2.26 丁5-6
丁5-6-22170辅助下山 -580 770 3.52 丁5-6
丁二轨道下山绞车房回风道 -647 817 0.6 3.78 丁5-6
三水平丁二轨道上山 -671 890 0.4 丁5-6 三水平丁二西专回
-690 895 0.3
W= 0.0366H -16.556R2 = 0.80370
1
2
34567
8
450500550600650700瓦斯含量（m 3/t )标高(m)
图2-2 丁5-6煤层瓦斯含量与标高的关系
Fig.2-2 relationship of levation of coal seam and gas content 2.8.2 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（λ），钻孔瓦斯流量衰减系数（α）。按λ、α判定本煤层瓦斯抽采难易程度标准如表2-4所示。