煤矿瓦斯抽放设计

前言

何家冲煤矿位于赫章县妈姑镇境内。根据贵州省煤炭管理局等六厅局单位联合下发文件《关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复意见》（黔煤办字〔2006〕97号），原赫章县妈姑镇何家冲煤矿、光明煤矿、顺达煤矿整合为一个矿井。由于顺达煤矿床地质条件复杂，经省、地两级主管部门的论证、审核，同意对赫章县妈姑镇煤矿的整合重新进行调整。2007年7月4日，根据贵州省人民政府文件《省人民政府关于毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函办字〔2007〕105号文），原赫章县妈姑镇何家冲煤矿、光明煤矿整合为赫章县妈姑镇何家冲煤矿，整合后矿井生产能力为9万t/a。

之后该矿进行扩界申请，并于2009年3月4日贵州省国土资源厅下发《关于领取赫章县妈姑镇何家冲煤矿(扩能、扩界)的通知》（黔国土资矿证字〔2009〕163号）。2009年3月，贵州省国土资源厅下发的赫章县妈姑镇何家冲煤矿《采矿许可证》（编号为：5200000920144）；矿区范围0.833km2，开采深度：+2120m～+1700m。生产规模15万t/a。

变更规模后，受业主委托，贵州硕翊矿山科技有限责任公司于2010年11月编制完成了《赫章县妈姑镇何家冲煤矿开采方案设计(变更) 》，设计生产能力为15万t/a。经评审后，贵州省煤矿设计研究院专家咨询意见，文号：贵煤设咨[2010]91号；尚未进行批复。根据政策要求及最新提供的《赫章县妈姑镇何家冲煤矿生产地质报告》，2010年12月由贵州省煤矿设计研究院编制的变更至30万吨/年《开采设计方案》，于2011年1月24日批复，文号：黔能源煤炭[2011]52号。

根据国家对煤矿安全生产提出的“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，《煤矿安全规程》等相关法规，也对高瓦斯、突出矿井的瓦斯抽放提出了明确的要求。根据该矿现状及以上精神，我设计院受业主委托，特编制何家冲煤矿矿井瓦斯抽放设计。

本次设计主要立足于解决安全问题。

一、编制设计的依据

1、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）；

2、《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-94）；

3、《煤炭工业小型矿井煤矿设计规定》；

4、《矿井瓦斯抽放管理规范》（1997年7月1日实施）；

5、《矿井瓦斯抽放技术规范》；

6、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）；

7、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）；

8、《煤矿安全规程》（2011年版）；

9、黔煤行管字〔2007〕54号：对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复；黔能源发〔2009〕281号：关于毕节地区煤炭局《关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》批复；

10、贵州省煤田地质局实验室2006年5月提交的煤层自燃倾向等级鉴定报告。

11、贵州省煤田地质局实验室2006年5月提交煤尘爆炸性鉴定报告；

12、何家冲煤矿井上、井下对照图及现场收集的相关资料；

13、国家安全生产监督管理总局令，第19号，《防治煤与瓦斯突出规定》；

二、设计的指导思想

1、结合矿井实际情况，采用成熟、可靠的技术，力求采用新技术、新工艺、新设备、新材料；

2、安全、监测、计量等设备及仪器尽量完备；

3、合理布局，尽量减少占地面积，节省管道及安装投资；

4、为了便于管理，同时按《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）要求，抽放站设计在该矿三采区回风井工业广场附近。

5、本设计力求在经济投入上最省，达到瓦斯抽放工程实施办法的要求。

6、本次设计对于瓦斯利用只作了简单概算，如果矿方以后需要利用瓦

斯发电，将根据实际抽放效果而定。

三、主要技术经济指标

1、抽放规模：

高负压：2BEC-400型水环真空泵2台，单泵配套电机功率132Kw 工作电压：380/660V 转速n=530 r/min，Q=60～80m3/min 主管道DN300mm，支管道DN150mm。可采用焊接管,也可采用同矿用PVC塑料管，

公称压力0.6MPa。

低负压：2BEC-420型水环真空泵2台，单泵配套电机功率160Kw 工作电压：380/660V 转速n=490 r/min，Q=100～120m3/min 主管道DN300mm，支管道DN200mm。可采用焊接管,也可采用同矿用PVC塑料管，

公称压力0.6MPa。

2、抽放站占地面积：约150m2

3、项目投资：见预算书。

第一章矿井概况及安全条件

第一节矿井位置

一、交通位置

何家冲煤矿位于赫章县南西侧，直线平距约24公里，有滇黔公路326国道经矿山通过，井田另有县道17公里至212省道。交通十分便利，产品外运条件较好。详见交通位置图。(图1-1)

图1.1 何家冲煤矿交通位置图

二、矿区位置

何家冲煤矿地理坐标:东经104°32′31″～104°33′04″，北纬26°57′57″～26°58′42″。井田位于妈姑--簸箕沟向斜南西翼北西端及北西转折端近轴部过渡地段，井田面积为0.833km2，开采深度为+2120m～+1700m。其拐点坐标见表1-1-1。

表1-1-1 矿区范围拐点坐标表

第二节地层及地层特征

一、地层、煤系地层

矿区位于二叠统含煤岩系宣威组（西相区）与龙潭组至长兴、大隆组（东相区）的过渡相区。出露地层有上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3β）、宣威组（P3x）及下三叠统飞仙关组（T1f）。现按地层由老至新的层序描述如下：

峨嵋山玄武岩组（P3β）：据岩性分为上、下两段。下段厚250米，为灰绿、灰兰、暗绿黄色块状玄武岩，具气孔状和杏仁状结构，中央4—5层灰兰色、暗紫红色凝灰岩；上段厚10—40米，为紫红色、紫灰色层状凝灰岩，由南到北逐渐增厚。

宣威组（P3x）：属陆相沉积，一般分为上、下两段。下段（P3x1）厚67—118米，大致与东相区的龙潭组（p3l）相当。该段下部岩性由黄绿、

灰绿紫色细砂岩、砂质页岩及页岩，粘土质页岩互层组成，间夹1—4层黄绿色斑状凝灰质灰岩；上部岩性为黄褐夹绿色薄层细砂岩，中夹灰白色砂质页岩及粘土岩，偶夹炭质页岩；顶部有一层全区稳定的可采煤层，并以此与上段分界。上段（P2x2）厚18.85—73.82m，大致与东相区的长兴—大隆组（P2c-d）相当。下部岩性以粘土岩、砂质页岩、炭质页岩为主，夹薄层状细砂岩；上部岩性以黄绿色、灰绿色细砂岩为主，间夹页岩；该段见煤五层，全区可采和局部可采煤层四层，是矿区的主要含煤岩系。

三叠系飞仙关组（T1f）：矿区厚度不详。主要由黄绿、紫色砂页岩夹泥灰岩组成。

第四系（Q）：浮土、粘土、砂质粘土，表层为腐植层，厚0—15m。二、煤系地层的含煤性

本区含煤地层为宣威组（P3x），地层厚度85.85～191.82m，平均厚度138.84m，含煤一般4—6层，含煤总厚1.62—18.44m，平均11.57m，含煤系数8.3%，可采及局部可采煤层约6层，其中主要可采煤层有4层（其编号C201、C202、C204、C205），零星可采煤层有两层，编号为C206、C203。

三、煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律

矿区处在上扬子准台西侧威水断陷盆地边缘，主要的褶曲为妈姑--簸箕沟向斜。区内构造线方向有NE向、NW向，地层倾角为25°－50°左右，平均为41°。

四、断层、褶皱、陷落柱、剥蚀条带发育及分布规律

区域内主要构造带为阿维寨断层和砂石浪断层。

矿区地层呈北东倾斜的单斜构造产出。界内南部、东侧各有一条断裂构造F9、F10，对矿区内地层与煤层未造成大的影响，将矿区煤层错断。现分述如下：

F9断裂：走向南北，倾向东，走向长约1.5公里，断层将矿区煤层错断，错距约为30m左右，为一横向断裂。

F10断裂：走向南东，倾向北西，走向长约1.0公里，断层将矿区煤层

错断，错距约为30—50m左右，为一横向平移断裂。

五、地质构造及类型

按《煤、泥炭地质勘查规范》（DT/T0216-2002）附录D可确定该区构造复杂程度为中等复杂构造类型。

第三节含煤地层、煤质特征

一、煤层赋存情况

矿区内有C201、C202、C204、C205四层，均属上二叠统宣威组上段含煤岩系。现将各可采煤层地质特征叙述如下：

C201煤层：黑色、块状或粉状，油脂光泽，线理或细条带结构，半暗型煤。位于宣威组的上段底部，上距C202煤层6—19.5m，一般间距厚度约13m，煤层厚度为0.68—8.33，平均厚度5.29m，厚度变化大，属可采煤层。顶板岩性为黄绿色薄层细砂岩，底板岩性为黄绿色夹白色页岩。

C202煤层：黑色、块状或粉状，线理或细条带结构，半暗型煤。位于宣威组的上段中下部，上距C204煤层约8.86—25.6m，一般间距厚度约17.23m, 煤层厚度为0.35—7.01，平均厚度3.93m，厚度稳定，属主要可采煤层。顶部岩性为黄至灰白色薄层页岩及砂质页岩，底板岩性为灰绿色薄层细粒砂岩夹砂质页岩。

C204煤层：黑色、块状或粉状，线理或细条带结构，暗淡型煤。位于宣威组的上段中上部，上距C205煤层约7—12m，一般间距厚度约9m, 煤层厚度为0.40—1.71，平均真厚1.20m，煤层厚度变化较大，不稳定，可采。顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩；底板岩性为灰白至黄灰色薄层页岩及砂质页岩。

C205煤层：黑色、块状或粉状，线理或细条带结构，半暗型煤。位于宣威组的上段中上部，上距下三迭统飞仙关组（T1f）底界约2.3—20.5m，一般间距厚度约10m，平均真厚1.05m，煤层厚度变化大，不稳定，局部可采。

顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩；底板岩性为灰白至黄灰色薄层页岩及砂质页岩。

煤层特征见表1-3-1。

表1-3-1 煤层特征表

二、煤层顶底板岩性特征

C201煤层：顶板岩性为黄绿色薄层细砂岩，底板岩性为黄绿色夹白色页岩。

C202煤层：顶部岩性为黄至灰白色薄层页岩及砂质页岩，底板岩性为灰绿色薄层细粒砂岩夹砂质页岩。

C204煤层：顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩；底板岩性为灰白至黄灰色薄层页岩及砂质页岩。

C205煤层：顶板岩性为浅灰、灰绿色中厚层细砂岩；底板岩性为灰白至

黄灰色薄层页岩及砂质页岩，

三、煤质特征

（1）物理性质

煤层颜色、条痕均为黑色，玻璃光泽、镜煤上的断口为贝壳状，由暗煤、镜煤、丝炭四个煤岩组成，由于中种煤岩组分中的含量及比例不同，从而构成了不同的宏观煤岩类型（即光亮型煤、半亮型煤、半暗型煤）。

煤层中有机显微组分多为镜质组、半镜质组组成，无机显微组分以硫铁矿物、粘土矿物、石英为主，黄铁矿物、方解石次之，显微煤岩类型为微暗煤，成因类型为腐植煤。

（2）化学组成及主要工艺性能

根据煤炭分类国家标准（GB/T15224-2004），确定矿区内可采煤层均为肥—焦煤，根据国家标准GB/T15224.1-2004，本矿的C201煤层属中灰、特低硫、特高热值主焦煤；C202煤层属中灰、中硫、高热值主焦煤，用于炼焦及民用；C204煤层属中灰、中硫、低热值主焦煤，用于炼焦及民用；C205煤层属中灰、特低硫、低热值主焦煤，煤质特征见表1-3-2。

表1-3-2 可采煤层煤质特征表

第四节矿井水文地质条件

一、地形地貌

区内地形以低中山为主，具侵蚀、溶蚀沟谷地貌特征，矿区地势南北两端高，东西两端低，海拨高程2180—1980m，相对高差200m，属高原中山地貌。

二、河流

矿区地表水为乌江水系六仲河上游之妈姑河。矿区位于赫章妈姑煤矿床的西段，矿区内地表水系不发育，多为雨源型冲沟，流量随季节的变化而变化，降水时雨量骤然增大，雨停时则迅速减小，冬春（枯水季节）干枯断流。区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水、裂隙水、部分为滑坡水。碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区，泉水流量大；裂隙水为大气降水渗入风化裂隙、构造裂隙而形成，泉水流量小。

三、岩层含水性

矿区及其附近出露地层主要为第四系（Q）、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）、龙宣威组（P3x）和三叠系下统飞仙关组（T1f）。各地层含、隔水性如下：

1）、第四系（Q）地层：由土黄、黄褐、灰黑色棱角状大小不等之冲积坡，积砂砾基岩碎块及炉渣等组成，分布矿区内缓坡和沟谷地带，形成孔隙含水层，透水性较好，富水性严格受控于大气降雨。其孔隙含水仅在覆盖区域对煤层浅部的开采有一定的影响，对其他区域和深部开采时的矿井充水影响较小。

2）、三叠系下统飞仙关组（T1f）：为煤层地层的上覆地层，主要分布于矿区东部边界及外围，由粉砂质泥岩、泥岩、粘土质粉砂岩、粉砂岩、砂岩、砂岩及煤层、煤线等组成。本组厚度大于300m，富水性微弱，属隔水层，含少量基岩孔隙、裂隙水，对矿井充水影响不大。

3）、二叠系上统宣威组（P3x）：广泛分布于矿区范围内，部分地段被第四系浮土掩盖。总厚度163～192m，平均177m，岩性由细砂岩、粉砂质页

岩、泥岩及煤层组成，富水性微弱，属弱含水层，含一定的基岩孔隙、裂隙水，是矿井直接充水含水层，对矿井充水影响较大，主要以顶板裂隙淋水的方式对矿井充水，其水量主要靠大气降水补给，季节性变化明显。

4）、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）：为煤层地层的下伏地层，主要出露于矿区西部及边界外，厚度大于300m，岩性以致密坚硬玄武岩为主，富水性微弱，属隔水层，对矿井充水影响不大。

四、矿井充水因素分析

（1）充水水源

1）．大气降水：是主要的充水水源。含煤地层裸露，直接接受大气降水补给，其充水强度和降水的强度及持续时间有着密切联系。

2）．地表水：矿区范围内无地表水体，矿区东部边界外500m处为妈姑河支流通过，河床最低标高+1850.0m左右，妈姑河支流距离矿区最近距离500m，矿井最低开采标高+1700m。根据地表水留设防水安全煤岩柱的角度，取60°，开采煤层全部在安全线以外，所以不留设地表水体煤柱。

3）．老窑水：本矿区浅部煤层露头附近见三处采空区，1#位于矿区西部，开采C205煤层，开采最大深度+50m。开采面积1000m2，由于本矿区底板为厚层泥岩，底鼓严重，积水量预计2000m3。2#位于矿区西部，开采C202煤层，开采最大深度+40m。开采面积1800m2，由于本矿区底板为厚层泥岩，底鼓严重，积水量预计3000m3。3#位于矿区西南部，开采C201煤层，开采最大深度+40m。开采面积2000m2，由于本矿区底板为厚层泥岩，底鼓严重，预计积水量1900m3。

根据实际揭露，采空区总体范围基本查清，通过排防水，已经排干，总水量基本清楚。

4）．第四系孔隙水：岩石破碎，透水性较强，特别在雨季水量猛增，5）.钻孔水：勘探阶段施工的钻孔，往往能贯穿若干含水层，若封孔质量不好，则人为地沟通了本来没有水力联系的含水层，使煤层开采的充水条件复杂化，为防止上覆含水层中的水溃入井下，必须留设钻孔防水煤柱。

6）、地下裂隙水

矿区内煤层上覆岩层位三叠系下统飞仙关组（T1f），弱含水层，一般情况下对今后开采影响较小；下伏地层峨嵋山玄武岩组富水性弱，亦属相对隔水层，对今后开采影响亦不大；含煤地层本身含裂隙承压水，据邻区生产窑调查，进水方式以顶板淋水、滴水，底板渗水为主，构造裂隙为其主要的充水通道，总出水量一般不大。所以开采过程中长兴组富水性中等，开采过程中应做好疏排水工作。

7）、断层水

矿区内断层较发育，落差较大，破坏了煤层的连续性，具有一定的富水性和导水性。构造裂隙为其主要的充水通道，总出水量一般不大。

根据各含隔水层水文地质特征，区内地下水补给来源主要为大气降水，地表水及地下水排泄条件良好，矿界内煤层出露最高标高为2118m，煤层出露最低标高为1970m，矿界范围内煤层最低标高为1700m，开采最深部（最低标高）位置远离河床，故地表水对开采影响不大。准采水平+1700m，低于最低侵蚀基准面（本区最低侵蚀基准面1850.0m）150.0m左右。

综上所述，本区水文地质类型属裂隙充水矿床,水文地质条件中等。

第五节井田开拓与生产现状

一、井田开拓

何家冲煤矿采用斜井开拓，设有主斜井、副斜井、回风斜井三个井筒。

主斜井井口标高+1998.657m，主斜井断面为半圆拱，净断面6.39m2，掘进断面6.85 m2，表土段采用料石或混凝土碹，砌碹厚度为300mm，掘进断面为8.1m2，胶带输送机运输，担负矿井煤炭运输及进风。

副斜井井口标高+2000.165m，副斜井为断面为半圆拱，净断面6.39m2，掘进断面6.85m2，表土段采用料石或混凝土碹，，砌碹厚度为300mm，铺设30kg/m钢轨，轨距600 mm，担负矿井材料、设备、矸石、人员运输及进风、管线铺设任务。

回风斜井为半圆拱，净断面8.0m2，掘进断面9.2m2，主要担负矿井回风任务。设计推荐采用锚喷支护。但可以根据巷道顶底板岩性采取其他有效的支护方式

二、生产现状

本矿井于2008年9月开始建设，目前井下主斜井、副斜井、回风斜井、井底水泵房及管子道、水仓；井底联巷、安全出口、引风道已经建设完成，即开拓系统已经完成。

11区段运输石门、行人斜巷、煤仓、1501运输巷、1501切眼、1501回风巷、11区段回风斜巷、轨道石门及斜巷已经建设完成。

1502回风巷翼掘120m、1502回风斜巷；1502运输巷掘75m、1502运输辅助回风斜巷、1502运输辅助运料石门已经建设完成。

第六节储量计算及服务年限

一、储量计算

1、地质储量

根据2010年11月由贵州省煤矿设计研究院编制赫章县妈姑镇何家冲

煤矿提交的《赫章县妈姑镇何家冲煤矿生产地质报告》，到2010年10月30日，矿井保有资源量为622万吨，其中332资源量553万吨，333资源量为69万吨（包含断层煤柱7万吨）。采空量为1万吨。各煤层总资源量见表1-6-1。

表1-6-1 各煤层资源/储量汇总表

2、矿井工业资源/储量

矿井工业资源/储量＝（332）+（333）×k

其中，k－可信度系数，根据本井田内地质构造、煤层稳定性，k取0.85。

工业资源/储量611.5（万t）。见表1-6-2

表1-6-2 何家冲煤矿工业资源/储量

3、矿井设计资源/储量

矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失

各类永久煤柱损失：

①河流保护煤柱及采空区防水煤柱：井田内无河流，老空区、采空区下方留设40m保护煤柱。

②井田境界、断层煤柱：根据有关规程规范的要求，在井田范围内留设井田边界安全煤柱，煤柱宽度为20m。井田内断层，根据三下采煤规程计算断层煤柱宽度为45m。

③煤层露头、地面建（构）筑物、陡岩煤柱：井田开采范围内没有大型城镇、工厂、需保护的古建筑（文物）等，井田内零星民宅按搬迁考虑。煤层露头防水煤柱与陡岩煤柱共用。穿过井田的公路根据“三下采煤”规程留设相应宽度煤柱。经计算

矿井设计资源/储量＝矿井工业资源/储量－永久煤柱损失

＝611.5－23.3 ＝588.2（万t）

经计算，矿井设计资源/储量为588.2万t。见表1-6-3。

1）、矿井设计可采储量

矿井设计可采储量＝（矿井设计资源/储量－工业场地煤柱－主要井巷煤柱）×采区回采率

①工业场地煤柱：本矿井可采煤层总厚度平均为11.47m。煤层倾角41°。预计矿井采动下山移动角β取60°、上山移动角γ取75°。工业广场为边界，留设20m宽的维护带。

②主要井巷煤柱：矿井主要开拓巷道下山两侧各留30m煤柱。

③采区回采率：煤层为薄～中厚煤层，采区回采率为85%。

经计算，设计可采储量为514万t。见表1-6-4。

二、矿井设计生产能力及服务年限

①矿井工作制度

矿井年工作日为330天，即每天为“两采两准”，每班工作8小时。

②矿井设计生产能力及服务年限

生产能力：30万吨／年

服务年限： T=Q／A·K

式中：Q——矿井可采储量(万吨)，514万吨

A——年生产能力(万吨／年)，

K——储量备用系数，一般为1.3～1.5，取1.3；

则：T=Q／A×K=514/（30×1.3）≈13.1年

根据以上资料，何家冲煤矿设计可采储量514万吨，该矿按以后计划设计30万吨/年生产规模考虑，矿井服务年限为13.1年。

第七节矿井瓦斯状况及通风

一、矿井瓦斯来源分析

根据开采实践，在开采过程中，矿井瓦斯涌出总的规律是随开采深度的增加而加大，在近距煤层开采中，应按煤层上下顺序进行开采，上部煤层采完后，下部煤层瓦斯得到释放，所以在以后深部开采时，瓦斯涌出量才有可能减少。

矿井瓦斯主要来源于回采工作面、掘进工作面的爆破落煤、煤巷、半煤岩巷及硐室裸露的煤体以及采空区。另外井下坑木的腐烂也会产生一定的二氧化碳。回采工作面瓦斯涌出又分为本煤层瓦斯涌出和临近层涌出，随着工作面的推进，采空区顶板破坏，上部煤矿采空区瓦斯会随着破坏的顶板涌入下临近层工作面采空区。

据调查，各处涌出瓦斯所占百分比分别是：掘进工作面占35%，回采工作面占45，煤巷、半煤岩巷及硐室裸露的煤体以及采空区占20%。

本煤层开采过程中由于受采动的影响，破坏了瓦斯赋存的原始状态，由于矿井采用负压通风，煤层内瓦斯压力和采动后岩层压力的作用，使瓦斯涌出量会不断加大，虽然采用了通风手段，但在回采工作面上隅角仍出现瓦斯超限。

二、矿井通风

本矿井的通风方式为中央并列抽出式，选用FBCDZ-6-№18A（采用）型防爆轴流式风机二台，一台工作，一台备用。配套电机：YBFe315M-6,电机功率2×90KW（660V），风量范围33.3-75m3/S,风压范围888-3000Pa，转速980r/min。

该矿采用抽出式通风，其通风路线为：

主斜井（副斜井）→区段运输石门→1501运输顺槽→1501工作面→1501回风顺槽→区段回风石门→回风斜井→引风道→地面。

三、煤尘爆炸性及煤的自燃特性

煤尘：根据《赫章县妈姑镇何家冲煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，对可采煤层作了煤尘爆炸性鉴定。按煤尘有爆炸性管理。

煤的自燃性：根据矿方提供资料，各可采煤层自燃倾向如下。

表1-7-1 煤层煤炭自燃倾向性结果校正表

所以本次设计按煤层容易自燃设计。

三、煤与瓦斯突出

根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵省煤炭管理局“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”（黔安监管办字[2007]345号文精神，本矿井位于煤与瓦斯突出危险性区域，所以本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计。

四、地温：

本井田属地温正常区，无热害影响。

第八节矿区电源与水源

电源：该矿电源由附近砂石35kV变电所10kV不同母线段，线路型号为LGJ-95，线路长3km，能满足矿井用电需要。

水源：生活水取自附近的泉水、水质好、水量有保证；工业用水则取自经沉淀处理的井下水。

第二章 煤层瓦斯基础参数测算

第一节 瓦斯含量预测

根据前面叙述，井下瓦斯来源主要是开采层回采巷道及工作面煤层释压、落煤解释瓦斯、采空区浮煤释放瓦斯和临近层渗入瓦斯。根据开采实践分析：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤释放瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的40～46%，采空区浮煤释放瓦斯和临近层渗入瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的54～60%。

根据对国内一些煤矿瓦斯压力实测分析，瓦斯压力P 和深度H 的关系可以表示为下列直线关系：

P=(2.03～10.13)×H

根据资料，何家冲煤矿在本次鉴定范围内，C 205煤层在+1910m 标高的煤层瓦斯压力为0.10Mpa, C 204煤层在+1900m 标高的煤层瓦斯压力为0.15Mpa, C 202煤层在+1900m 标高的煤层瓦斯压力为0.20Mpa, C 201煤层在+1900m 标高的煤层瓦斯压力为0.20Mpa 。 二、瓦斯含量的计算

在无测定参数条件情况下，选用如下经验公式计算煤的瓦斯含量。

γ

Y n Y

f

n r f

f X K P f W W e V b P a

W

A W 8.9100

)31.01())(098.0(

)

100(5.65146.0=

++--=

式中：W X ——煤的瓦斯吸附量，m 3/t ；

W f 、A f 、V r ——煤的水分、灰分、挥发分，%； P ——实测瓦斯压力，MPa ；取1MPa ；

e n ——温度系数，查表8-7-12《采矿工程设计手册》；

得1/ e n ＝0.7

a ——2.4+0.21V r 或查表8-7-13《采矿工程设计手册》；

b ——1-0.004V r 或查表8-7-13(采矿工程设计手册)； W Y ——游离瓦斯量，m 3/t ；

f n ——煤的孔隙率，%，查表8-7-10《采矿工程设计手册》； γ——煤的容重，t/m 3；

K y ——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表

8-7-14(采矿工程设计手册)；

t ——煤层温度,取20℃。 W h = W X +W Y

根据该矿提供的《安全专篇》，各煤层的瓦斯含量和压力见表2-1-1

表2-1-1 +1900m 水平各煤层瓦斯压力、瓦斯含量

三、矿井瓦斯储量计算

瓦斯储量系指矿井开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量，根据AQ1027-2006中附录A ，瓦斯储量计算公式如下：

W K ＝W 1+W 2+W 3 …………………………………………… （2） 式中：

W K ——矿井瓦斯储量，万m 3；

W 1——可采煤层的瓦斯储量总和，万m 3

W 1＝li n

i li X A ?∑=1 (3)

A li ——矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t ； n ——矿井可采煤层数；