煤矿矿井瓦斯抽放设计说明书.doc

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1、煤矿矿井瓦斯抽放设计说明书矿井设计生产能力15万t/a矿井设计服务年限12.5a第一章 矿井概况第一节 地理位子 赫章县妈姑黄家山煤矿位于贵州省赫章县妈姑镇，地理坐标：东经10432411043340，北纬265727265913。矿山位于赫章县西南，直线平距约24公里，有326国道经过矿区。第二节 矿井基本情况 一、设计生产能力黄家山煤矿属整合技改矿井，整合后设计生产能力为15万吨/年，设计服务年限为12.5年。矿井保有储量517万吨，设计开采储量261万吨。二、设计主采煤层及开采范围 设计主采煤层自下而上有C201、C202、C205三层，矿井内地质构造相对简单，煤层倾角825。C201平

2、均厚度3.5米、C202平均厚度2.2米、C205平距厚度1.07米。煤种为主焦煤。 矿区面积1.497Km2，设计开采深度+1600米+2000米；设计首采煤层为C205，现在井底标高为+1836米。设计采煤方法为长壁式，采煤工艺为炮采。 妈姑矿区早年小煤窑遍布繁多，C202、C205煤层在标高+1980米以上已经全部采空；C201煤层因煤质好，厚度大，在+1836米以上已全部采完。三、矿井通风系统 矿井前期有四条井筒，三进一出；后期有五条井筒，三进二出。矿井通风方式为分列式，通风方法为抽出式。地面安装二台轴流式抽风机。主扇型号FBCZ-NO13，配套电机YBF250M-4-30，额定风量2

3、0-46m3/s，额定电流103.3/59.6A，额定转速1450r/min，安全标志编号MDA070129。掘进工作面用安装在地面的FBD-NO5.6-2*11Kw型局扇供风，风量280-460m3/min，全压880-3400Pa。四、供电、排水系统一趟10KV的高压线路从妈姑变电所架至矿区，一趟10KV的高压线路从珠市河变电所架至矿区。经地面变压器变成380V低压供井下局扇用。地面有一台320KW的发电机组作井下备用电源，一台250KW的发电机组作地面备用电源。矿井正常涌水量15m3/h，最大涌水量45m3/h。井底设置主、副水仓各一个。水泵房安装三台型号为MD5530型多级离心水泵，一

4、台工作，一台备用，一台检修。其流量为55m3/h，扬程为238m，配套电机功率45kw。矿井水经行人斜井排水管排至地面污水处理池。五、地质构造矿区地层呈北东倾斜的单斜构造产出。界内北东部边缘有一断层F2,中部有两条断裂构造F9、F10。 F2断层：走向北西至南东，倾向北东，倾角70左右。将矿区煤层错断，错距30m左右，为一横向断裂，对矿区开采影响不大。 F9断层：走向南北，倾向东，将矿区煤层错断，错距30m左右，为一横向断裂，对矿区开采影响大。 F10断层：走向南东，倾向北西，将矿区煤层错断，错距3050米，为横向平移断裂，对矿区开采无影响。 因此，矿区内地质构造为中等复杂型。六、煤层赋存条件

5、 煤层自下而上有C201、C202、C205三层，矿井内地质构造相对简单，煤层倾角825。C201平均厚度3.5米、C202平均厚度2.2米、C205平距厚度1.07米。主采煤层煤质指标表煤层编号灰分（%）水分（%）挥发分（%）全硫（%）C20514.832.949.080.32C20214.040.5720.530.24C20115.540.6220.90.21可采煤层特征表煤层编号煤层厚度层间距稳定性倾角煤种顶底板岩性最大最小平均顶板底板C2051.420.191.07143525不稳定825焦煤泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩C2027.010.672.9稳定825焦煤泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩C

6、2027.010.672.9122015C2011.828.334.56稳定825焦煤泥岩、粉砂岩泥岩、粉砂岩七、煤炭储量2007年6月贵州省有色地质勘查局二总队提交的贵州省赫章县妈姑黄家山煤矿（整合）资源/储量核实报告显示：通过计算，截至2007年3月底黄家山煤矿（整合）共获得开采标高（2100m1800m）以上C205、C202、C201三层煤（122b+333）保有资源/储量为517万t，其中（包括122b资源/储量为218万t，占保有资源/储量总量的42.2%； 333资源量为299万t，占保有资源/储量总量的57.8%）。同时核实算重矿区范围内历年采动量（111b）为271万t（其中

7、2002年底以前采动量为235万t，2002年底以后采动量为36万t）。断层煤柱26万t。1、工业储量工业储量=332+（333）可信度系数本勘探区范围，勘探程度高，所以可信度系数取0.85。工业储量 = 218+2990.85 =472.15万吨2、设计利用储量矿井设计利用储量=工业储量永久煤柱损失（1）永久煤柱损失计算：根据本矿井实际情况，永久煤柱为断层煤柱、井田边界煤柱、地面村寨煤柱。井田边界、断层煤柱留设20m；地面村寨煤柱根据“三下”开采及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程计算量扣除。（2） 煤柱损失计算：各块断煤柱按下式计算：Q（Shr/cosa）10000式中：Q煤柱损失量（万t）；

8、S各块段平面积（m）；h煤层厚度（m）；r煤层容重（t/m），；a煤层倾角（）。永久煤柱损失=断层煤柱井田边界煤柱地面村寨煤柱A、断层煤柱：C205煤层S断/CosMD10-4333资源量：=（11526/cos250.811.410-4 ）+（10896/cos251.181.410-4 =4.0万tC202煤层S断/CosMD10-4333资源量：=（12523/cos251.281.410-4 ）+（9135/cos253.561.410-4 =7.0万tC201煤层S断/CosMD10-4333资源量：=（13509/cos253.101.410-4 ）+（11228/cos254.6

9、81.410-4 =15.0万t小计：断层煤柱260.85=22.1万吨。B、井田边界煤柱：C205煤层S边/CosMD10-4333资源量：=15600/cos251.181.410-4 =2.84万t122b资源量：=5400/cos251.181.410-4 =1.50万tC202煤层S边/CosMD10-4333资源量：=22000/cos253.561.410-4 =12.10万t122b资源量：=5600/cos253.561.410-4 =3.08万tC201煤层S边/CosMD10-4333资源量：=18000/cos253.101.410-4 =8.62万t122b资源量：=

10、5400/cos254.281.410-4 =3.57万t小计：边界煤柱8.15 + 23.560.85=28.18万吨。C、村寨煤柱：C205煤层S村/CosMD10-4333资源量：=4000/cos251.181.410-4 =0.73万t122b资源量：=5400/cos251.181.410-4 =1.50万tC202煤层S村/CosMD10-4333资源量：=8800/cos253.561.410-4 =4.84万t122b资源量：=5600/cos253.561.410-4 =3.08万tC201煤层S村/CosMD10-4333资源量：=10000/cos253.101.410

11、-4 =4.80万t122b资源量：=6600/cos254.281.410-4 =4.36万t小计：村寨煤柱8.94 + 10.370.85=17.76万吨。总计:永久煤柱为22.1 + 28.18+ 17.76 = 68.04万吨。设计利用储量 = 工业储量永久煤柱损失 = 472.1568.04 =404.11(万吨)2、设计可采储量设计可采储量（设计利用储量保护煤柱损失）采区回采率根据本矿具体情况，保护煤柱损失为工业场地煤柱、井筒煤柱、主要巷道煤柱。根据“三下”开采及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程计算量扣除。保护煤柱损失=工业场地煤柱井筒、主巷煤柱A、工业场地煤柱：C205煤层S工/C

12、osMD10-4333资源量：=3500/cos251.181.410-4 =0.64万t122b资源量：=13600/cos251.181.410-4 =2.48万tC202煤层S工/CosMD10-4333资源量：=5000/cos253.561.410-4 =2.75万t122b资源量：=15800/cos253.561.410-4 =8.69万tC201煤层S工/CosMD10-4333资源量：=6000/cos253.101.410-4 =2.87万t122b资源量：=18000/cos254.281.410-4 =11.90万t小计：工业场地煤柱23.07 +6.260.85=28

13、.39万吨。B、井筒、大巷煤柱C205煤层S井巷/CosMD10-4333资源量：=4600/cos251.181.410-4 =0.84万t122b资源量：=31600/cos251.181.410-4 =5.76万tC202煤层S井巷/CosMD10-4333资源量：=5000/cos253.561.410-4 =2.75万t122b资源量：=36800/cos253.561.410-4 =20.24万tC201煤层S井巷/CosMD10-4333资源量：=12000/cos253.101.410-4 =5.75万t122b资源量：=33000/cos254.281.410-4 =21.8

14、2万t小计：井筒、大巷煤柱57.8 +9.340.85 = 65.74万吨。由以上计算，保护煤柱损失合计为94.13万吨。设计可采储量（设计利用储量保护煤柱损失）采区回采率按煤矿工业小型煤矿设计规范，C201煤层为厚煤层，采区回采率取75%；C202煤层为中厚煤层,采区回采率取80%。；C205煤层为薄煤层,三煤层采区回采率取85%。分煤层计算如下：C201煤层：（200.7440.05）75% = 120.53万吨C202煤层：（150.9833.61）80% = 93.90万吨C205煤层：（63.868.48）85% = 47.07万吨设计可采储量合计：120.53 93.9047.07

15、= 261.5（万t）第三节 开拓开采 一、井田开拓方式矿井采用斜井开拓，设计生产能力15万t/a。主斜井X=2984188.6，Y=35455678.1，Z=+2003.5m, =321, =30；行人斜井X=2984168.2，Y=35455654.3 ，Z=+2003.5m, =321, =28；回风斜井X=2983461.7，Y=35455689.2 ，Z=+2053.8m, =19435, =2347；副斜井X=2983442.4，Y=35455714.1 ，Z=+2053.9m, =19435, =2426；二采区回风斜井X=2984276.7，Y=35455623.4 ，Z=+1

16、995.0m, =186, =30；工业场地以原顺达煤矿场地为主，通过填平现场地，扩大工业场地。该矿划分为一个水平，水平标高为井底标高+1836m，两个采区，一采区上山开采，二采区下山开采。利用原顺达煤矿主斜井作新设计的主斜井，利用原顺达煤矿回风斜井作新设计的行人斜井，主斜井以30坡度反穿C201煤层底板，行人斜井以28坡度反穿C201煤层底板，回风斜井、一采区运输上山、副斜井沿C201煤层底板布置。二采区在井田西部边界沿201煤层底板布置三条下山，布置二采区运输大巷、二轨道大巷与主斜井井底相连，因回风路线长，利用原顺达煤矿3改6万吨/年主斜井作二采区回风斜井，缩短回风路线。由于三煤层距离较近

17、，本设计采用联合开采C201 、C202、C205煤层。通风方式为边界抽出式通风。系统形成后，布置120501首采面，同时掘进120502采面运输、回风巷。在井底布置水仓，管子道与行人斜井联通。矿井以一个炮采工作面，两个掘进头满足15万吨/a设计能力，采煤方法采用走向长壁式后退采煤法，矿井工业场地设在井口附近。二、井口数目及位置井筒数目为5个(主斜井、行人斜井、回风斜井、副斜井、二采区回风斜井)，井筒特征见表2-3-1， 表2-3-1 井筒位置及特征表井筒名称井口座标井口标高(m)井筒方位角()井筒倾角()井筒斜长（m）断面形状支护形式井筒断面X(m)Y(m)净(m2)掘(m2)主斜井2984

18、188.635455678.1+2003.532130345半圆拱锚喷5.86.1回风斜井2983461.735455689.22053.8194352347488半圆拱锚喷6.386.7行人斜井2984168.235455654.3+2003.532128337半圆拱锚喷5.86.1副斜井2983442.435455714.1+2053.9194352426501半圆拱锚喷5.86.1二采区回风斜井2984276.735455623.4+1995.018630270半圆拱锚喷5.86.1二采区行人斜井2984229.035455591.8.2003.86330237半圆拱锚喷6.386.7

19、三、水平划分及标高本井田在+1836m标高设置开采水平。四、大巷布置该矿后期二采区在C201底板布置两条大巷，运输大巷和轨道大巷。五、采煤方法 采煤方法为走向长壁式。采煤工艺为炮采。第二章 矿井瓦斯第一节 矿井瓦斯储量一、瓦斯储量及可抽量1、各煤层平均瓦斯含量根据储量核实报告提供的资料，换算为各煤层原煤平均瓦斯含量如表3-4-1。表3-4-1 矿井各煤层的平均瓦斯含量表煤层煤层瓦斯含量平均值（m3/t）保有资源储量（万t）C20514.25 82C20222.42 194C20121.74 241 2、矿井瓦斯储量及可抽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的煤层及围岩所赋存的瓦

20、斯总量。瓦斯储量可按下式计算：Wc=（K1K2）AiW0式中：Wc矿井瓦斯储量，万m3； K1围岩瓦斯储量系数，取1.15； K2不可采邻近层瓦斯储量系数，取1.08；Ai第i个可采煤层地质储量，万t； W0第i个可采煤层平均瓦斯含量,m3/t；瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为：W抽=WcK可式中：W抽可抽瓦斯量，万m3； K可可抽放系数；K可=K3K4K5；则K可C205=0.3947371.20.9=0.426316K可C202=0.5788581.20.9=0.625167K可C201=0.5688131.20.9=0.614318 K3煤层的瓦斯排放系数；

21、K3 = K5（W0W残）/W0;K3C205=0.9（14.25-8）/14.25=0.394737K3C202=0.9（22.42-8）/22.42=0.578858K3C201=0.9（21.74-8）/21.74=0.568813K4负压抽放时的抽放作用系数，K4=1.2；K5瓦斯涌出程度系数，取0.9；W残运到地表煤的残余瓦斯含量，m3/t；取8 m3/t。根据各煤层的瓦斯含量、煤炭储量及可抽系数计算各煤层的可抽瓦斯量见表3-4-2。表3-4-2 矿井瓦斯储量及可开发量表序号煤层瓦斯含量（m3/t）保有资源储量（万t）瓦斯储量(万m3)可抽放系数瓦斯可开发量(万m3)1C20514.

22、25821451.2770.426316618.70232C20222.421945402.0540.6251673377.185C20121.742416507.260.6143183997.529合计7993.416从计算结果看，矿井瓦斯可抽量为7993.4160万m3，这为矿井瓦斯开发利用提供了一定的资源条件。二、瓦斯涌出量计算本矿瓦斯涌出量预测采用矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）中的分源预测法进行预测。1、煤层瓦斯含量计算煤层瓦斯绝对涌出量计算经验公式如下：Wx=Wy= Wh=Wx+Wy式中：Wx煤的瓦斯吸附量，m3/t；、煤的水分、灰分、挥发分，,见表3-1-5； P

23、瓦斯压力， MPa；P=(2.0310.13)H；式中P距地表垂深H处煤层瓦斯压力，kPa；H开采垂深，C205煤层（困难时期：190m；容易时期：84m）；H开采垂深，C202煤层（困难时期：210m；容易时期：90m）H开采垂深，C201煤层（困难时期：320m；容易时期：95m）；en温度系数， n=a瓦斯含量系数， aM73 =2.4+0.21Vr；aM7=2.4+0.21Vr；b瓦斯含量系数，b M73=1-0.004 Vr；b M7=1-0.004 Vr； Wy游离瓦斯量，m3/t； fn煤的孔隙率，；煤为焦煤，查设计手册表8-7-10为6-11.4，取10； 煤的容重，t/m3；

24、均为1.4t/m3； KY相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查设计手册表8-7-14取1.06； T温度，取20。各参数计算结果汇总表 3-1-6煤层编号瓦斯压力P温度指数en瓦斯含量系数a瓦斯含量系数bMpaC2050.22 1.50 4.31 0.96 易C2020.40 1.49 6.71 0.92 易C2010.42 1.49 6.79 0.92 易C2050.88 1.49 4.31 0.96 难C2020.96 1.49 6.71 0.92 难C2011.54 1.49 6.79 0.92 难使用上述公式计算，计算结果见表3-1-7。可采煤层瓦斯含量计算结果表 表3-1-7煤层编号

25、吸附瓦斯量WX游离瓦斯量WY瓦斯总含量Wh开采深度m3/tm3/tm3/tmC20514.10 0.15 14.25 50.00 易C20222.15 0.27 22.42 90.00 易C20121.45 0.29 21.74 95.00 易C20514.18 0.60 14.78 198.00 难C20222.27 0.66 22.93 218.00 难C20121.61 1.06 22.67 348.00 难2、矿井瓦斯涌出量（1）回采工作面瓦斯涌出量由于该矿可采煤层为三层，故回采工作面的瓦斯涌出量按下列公式计算：qf=qb+qnqbKwKdKzKsqnbiKsWi式中：qf回采工作面瓦

26、斯涌出量， m3/t；qb开采层瓦斯涌出量；qn邻近层瓦斯涌出量； Kw围岩瓦斯涌出系数，一般取1.2； Kd丢煤损失系数；Kd1/采区回采率；中厚煤层采区回采率0.95；薄煤层采区回采率0.97 Kz掘进回采巷道瓦斯预排系数 Kz L-工作面长度，取80m；h掘进预排宽度，焦煤取10m； Ks瓦斯涌出程度系数，一般取0.8；m开采煤层厚度，m； m0开采分层厚度； Wh本煤层瓦斯含量，m3/t，（见表3-1-7）mi邻近煤层厚度，m；bi邻近煤层瓦斯涌出程度系数bI = 式中：Wi第i邻近层瓦斯含量，m3/t（见表3-1-7）；Wcii邻近层残余瓦斯含量，m3/t，查设计手册表8-7-1得W

27、ci =8m3/t；Lii邻近层的瓦斯排放宽度，m；Li=+L式中：Hi第i煤层与开采层的间距，m；卸压角，（），查设计手册表8-7-19得=75；L回采工作面的长度，取80m。 qbKwKdKzKsqnbiKsWiqf=qb+qn本矿按年产15万吨，330天计算，日产原煤Ad1.2=545.45吨，则回采工作面的瓦斯涌出量为：回采工作面瓦斯涌出量 表3-1-8煤层编号qbqn相对瓦斯涌出量qf（m/t）绝对瓦斯涌出量（m/min）通风容易时期C20510.57 13.47 24.04 9.10 C20217.00 12.09 29.09 11.02 C20126.37 0.00 26.37

28、9.99 通风困难时期C20510.96 13.94 24.91 9.43 C20217.38 12.92 30.30 11.48 C20127.50 0.00 27.50 10.42 （2）掘进工作面瓦斯涌出量qj=qm+qLqm=nmVqV(2)qL=sV(Wh-Wc)式中：qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min； qm掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL落煤瓦斯涌出量，m3/min；n暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；m煤层厚度，m；V平均掘进速度，m/min,按120m/月进度掘进，V=0.0033 m/min；qV煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2min；qV =0.0260.000

29、4(Vr)2+0.16 WhVr煤的挥发分，%， 见表3-1-5；Wh煤层瓦斯含量，m3/t，见表3-1-7；L0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，m，L0=500m；S 掘进端头见煤面积，m2；煤的容重，t/m3, =1.40t/m3；Wc煤层残余瓦斯含量，m3/t，查设计手册表8-7-1得Wc=8m3/t。 qm=nmVqV(2)则掘进相对瓦斯涌出量为qj = qj1440/(233S)则掘进工作面的瓦斯涌出量为：掘进工作面瓦斯涌出量 表3-1-9煤层编号掘进巷道煤壁瓦斯涌出量qm（m/min）落煤瓦斯涌出量qL(m3/min)掘进工作面绝对瓦斯涌出量qj（m3/min）掘进工作面

30、相对瓦斯涌出量qj（m3/t）通风容易时期C2050.392666570.114380.51 5.79 C2022.850268010.714783.57 40.74 C2014.426601680.53544.96 56.71 通风困难时期C2050.407234230.124050.53 6.07 C2022.915079470.740053.66 41.77 C2014.616667520.571775.19 59.30 （3）采空区瓦斯涌出量(qk)qK=K(qfqj)式中：qK采空区瓦斯涌出量，m3/t；K采空区瓦斯涌出系数，一般为0.150.25;取K0.20;qf采出煤的瓦斯涌出

31、量，m3/min；qj掘进煤的瓦斯涌出量，m3/t。qK= K(qf相qj相 ) 则 qK绝对= K(qf绝qj绝 )则采空区的瓦斯涌出量为：采空区瓦斯涌出量 表3-1-10煤层编号采空区绝对瓦斯涌出量qkx(m/min)通风容易时期C2050.10 C2020.71 C2010.99 通风困难时期C2050.11 C2020.73 C2011.04 采区瓦斯涌出量(qa)qa=则qa绝对= qaA(2460)式中：qa采区瓦斯涌出量，m3/t；qf采区采煤工作面瓦斯涌出量总和，m3/d；qj采区掘进工作面瓦斯涌出量总和，m3/d；qk采区采空区瓦斯涌出量，m3/d；A采区日产量，t/d。则采

32、区的瓦斯涌出量为：采区瓦斯涌出量 表3-1-11煤层编号采区绝对瓦斯涌出量qkx(m/min)采区相对瓦斯涌出量qkj(m/t)通风容易时期C20510.22 26.98 C20218.86 49.80 C20120.90 55.19 通风困难时期C20510.60 27.99 C20219.52 51.53 C20121.83 57.63 矿井瓦斯涌出量全矿井划分为两个采区，由于矿井生产规模为15万t/a，根据相关政策、法律、法规，只能一个采区进行生产，按“一采两掘”的原则组织。矿井瓦斯涌出量按下式进行计算：q矿井=式中：q矿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

33、量总和，m3/t； Aai第i个生产采区平均日产量，t；k已采采区瓦斯涌出系数，取1.25q矿井相对=则q矿井绝对= q矿井相对A(2460) 矿井瓦涌出量计算见表3-1-12。表3-1-12 矿井瓦斯涌出量表煤层编号矿井绝对瓦斯涌出量qkx(m/min)矿井相对瓦斯涌出量qkj(m/t)通风容易时期C20512.78 33.73 C20223.58 62.25 C20126.13 68.98 通风困难时期C20513.25 34.99 C20224.40 64.41 C20127.29 72.04 经过计算比较开采煤层时容易时期、困难时期采煤工作面、掘进工作面、采空区、矿井瓦斯涌出量汇总见表

34、3-1-13表3-1-13 各类矿井瓦斯涌出量汇总表序号预测地点通风容易时期通风困难时期绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）1回采工作面9.1024.0411.4830.302掘进工作面0.515.795.1959.303采空区0.10.164采 区10.2226.9820.955.195矿 井12.7833.7327.2947.04随着矿井开采深度的增加深部瓦斯涌出量可能会增高。需要采取防治瓦斯积聚与超限的措施，严格瓦斯管理和监测。开采深部煤炭时，风路长，风阻大，瓦斯涌出量会相应增大，更应加强矿井的通风管理工作，保证

35、通风设施、设备随着生产的发展而及时安装或拆除，保证通风系统可靠、有效。加强矿井瓦斯压力、含量、梯度等参数资料的收集和测定工作，严格执行煤矿安全规程（2011版）的相关规定。三、煤层抽放瓦斯难易程度煤层瓦斯抽放难易程度可从瓦斯压力大小、煤层坚硬程度、钻孔流量衰减系数、煤层透气性系数等分析。黄家山煤矿没有钻孔流量衰减系数、煤层透气性系数，普查报告上有煤层瓦斯压力和煤层坚固性系数参数，煤层瓦斯压力为0.22-1.54Mpa，煤层坚固性系数为0.58，煤层瓦斯压力大，煤层松软。煤层瓦斯压力，也就是瓦斯从煤层向外释放的能力，煤层压力越大，抽放瓦斯也越容易；煤层松软程度，煤层越松软，瓦斯通过煤层的阻力越小

36、，透气性越大，抽放瓦斯就越容易。综上，该矿C205煤层是可以抽放的。由于矿井在地勘阶段及建设阶段并未做相应的工作，因此在今后开采过程中进行这项工作，以对煤层进行抽放提供可靠的基础资料，瓦斯抽放难易程度可参照表3-4-3。表3-4-3 煤层预抽瓦斯难易程度分类表指标 难易程度钻孔流量衰减系数（d-1）煤层透气性系数(m2/Mpa2.d)容易抽放0.00310可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1第二节 抽放瓦斯的必要性和可能性一、抽放瓦斯的必要性根据煤矿安全规程第145条规定，“有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时瓦斯抽放系统：1、一个采煤工作面的瓦斯

37、涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理时。2、矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：大于或等于40m3/min；年产量1.01.5Mt的矿井，大于30 m3/min；年产量0.61.0Mt的矿井，大于25 m3/min；年产量0.40.6Mt的矿井，大于20 m3/min；年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15 m3/min；3、开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。下面从以下四个方面来分析本矿井瓦斯抽放的必要性。从瓦斯涌出量的计算结果来看。根据预测结果，矿井相对瓦斯涌出量为13.011m3/min，小于15m3/min。但该矿未作煤与瓦斯突

38、出鉴定，为了减小突出的课能性，该矿考虑建立瓦斯抽放系统，采取瓦斯抽放措施，保证矿井安全生产。从矿井通风能力来看采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：采掘工作面稀释瓦斯所需的风量大于设计配风量，即下式成立时，抽放瓦斯才是必要的。Q=24.26（m3/s）式中：Q采掘工作面设计配风量，m3/s； q绝工作面瓦斯绝对涌出量，m3/min，取9.1m3/min； C采掘工作面允许的瓦斯浓度上限，取1%； K瓦斯涌出不均衡系数，取1.41.6，取1.6。据计算，炮采采煤工作面稀释瓦斯所需的风量24.26m3/s,而设计根据煤层通风断面积、风速等因素综合确定的配风量15m3/s，不能满足实际需要。本矿

39、井设计通风能力无法满足矿井稀释瓦斯所需风量的要求，不能保证采掘工作面瓦斯不超限，完全具备实现瓦斯抽放的必要条件。从防止煤与瓦斯突出看根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤炭管理局、贵州煤矿安全监察局联合下发的黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防止工作的意见，该矿具有煤与瓦斯突出危险性，因此，从防止煤与瓦斯突出看，必须进行瓦斯抽放。从资源利用和环保的角度看瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护大气环境，取得显著的经济效益和社会效益。从资源利用和环保的角度看，也有必要建立永久瓦斯抽放系统进行瓦斯抽放，变被动为主动开发。二、抽放瓦斯

40、的可行性本矿井目前尚无煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰新途径系数等实测资料。参考邻近矿区的一般经验，矿井设置高、低负压双系统进行瓦斯抽放，高负压系统用于煤层预抽和解突，低负压系统用于采空区卸压抽放，实践证明是完全可行的。三、抽放瓦斯效果预计1、工作面瓦斯抽出率及抽出量矿井瓦斯抽放效果，应在取得进一步的瓦斯地质资料（如实测瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数及可抽性指标等）的基础上分析论证，较为符合实际情况。受条件所限，设计仅根普查报告并参照邻近矿井的情况进行分析。C205煤层平均厚度1.07米。正常开采区域内，采面瓦斯涌出量9.1m3/min；工作面设计配风量15m3/s，风排瓦斯量5.46m3/

41、min左右，需要抽放的瓦斯量3.64m3/min，瓦斯抽出率为40%。工作面掘进期间，瓦斯涌出量3m3/min时，特别是根据防突的需要，采用“先抽后掘”等措施进行预抽瓦斯。2、矿井瓦斯抽放量该矿生产能力为15万t/a，根据矿井开采规模和配采关系，设计瓦斯抽放系统的瓦斯抽出量考虑如下:a、低负压系统：瓦斯抽出量（最大）为1.5m3/min，瓦斯浓度按20%计，则混合量为6m3/min；孔口抽放负压为7.5Kpa。b、高负压系统：瓦斯抽出量（最大）为2m3/min，瓦斯浓度按40%计，则混合量为5m3/min，孔口抽放负压为15Kpa。3、矿井年抽放量及抽放年限矿井抽放纯量约为7993.4160万m3，抽放年限可服务至矿井结束，即12.5年，年抽放量约为639.47万m3/a。四、瓦斯抽采应达到的指标抽采控制范围和应达到的指标，必须符合矿井瓦斯抽采标准的相关规定。（1）根据防治煤与瓦斯突出规定第四十九条 采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当符合下列要求：穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道