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1、水城县禹举明煤矿（瓦斯抽放系统改建项目）可行性研究报告水城县禹举明煤矿二0一三年十一月二十八日目 录第一章 总论4第二章 瓦斯抽放系统建设可行性和泵选型14第三章 安全管理23第四章 瓦斯抽放系统建设项目资金估算及资金筹措25第一章 总 论一、项目名称禹举明煤矿矿井瓦斯抽放系统改建安装。二、项目承建单位禹举明煤矿。三、项目投资概况1、建设地点原抽放泵房。2、建设规模将原2BEC42型的高负压抽放泵更换为3BEA3530型3、项目投资资金及效益情况1）项目投资资金见表一 表 一矿山名称水城县禹举明煤矿地址省水城县阿戛镇通寨村法人代表吴恩辉企业联系人传峰联系矿长姿荣联系项目名称瓦斯抽放系统改建安装
2、立项时间2014、2周期2014、6实施时间2014、2项目总投资160万元自筹90万元补助70万元购置设备情况（数量、型号金额）1、各种管路及其附属装置，计130万元2、瓦斯抽放泵系统：改建为3BEA-353型水环式真空泵2台（正常工作时，1台高负压抽放，1台备用）瓦斯抽放泵配套电机160kw、380V矿用防爆电机2台，计30万元合计160万元2）、瓦斯抽放系统效益（1）保证矿井（工作面）从突出矿井（工作面）转化无突出矿井（工作面）；高瓦斯矿井（工作面）转化为低瓦斯矿井（工作面）；（2）有利于提高矿井安全生产环境及矿井气候条件；（3）矿井财产和人身安全得到充分的保障；（4）降低瓦斯及其他有毒
3、有害气体对矿井及人员造成的危险和伤害。四、可行性研究报告编制依据1、中华人民国水污染防治法（1996）；2、中华人民国节约能源法（1997）；3、中华人民国固体废弃物污染防治法（2004）；4、中华人民国清洁生产促进法（2002）；5、国家计委发布的建设项目经济评价方法与参数（第三版）及现行财务制度：6、国民经济和社会发展第十二个五年发展规划7、禹举明煤矿设计及安全专篇第二章 瓦斯抽放系统安装建设可行性和选型一、瓦斯抽放可行性和必要性（一）、瓦斯分析本矿区赋存瓦斯含量大。根据周边矿和本矿生产实践资料,井下瓦斯来源主要是开采层回采巷道及回采工作面煤层释压、落煤解析瓦斯、采空区浮煤解析瓦斯和临近层
4、涌入瓦斯。由于本矿为新建矿井，因此没有瓦斯来源统计分析资料，根据所在区域临近矿井的开采实践分析资料：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤解析瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的60%，采空区浮煤解析瓦斯和临近层渗入瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的40%。考虑到本矿开采深度浅，开发强度相对较低等因素预计本矿深部水平瓦斯来源比例是：开采层巷道及工作面煤层释压、落煤解析瓦斯一般占工作面瓦斯涌出量的60%，采空区浮煤解析瓦斯和临近层涌入瓦斯占工作面瓦斯涌出量40%。随着开采深度的增加，瓦斯涌出量将越来越大。采空区冒落裂缝的形成与围的扩大，使上下煤层吸附的瓦斯由原来的压缩状态转为膨胀御压状态，向采空区转移。由于采用负压
5、通风，瓦斯就由采空区涌出，回采工作面上隅角瓦斯时有超限和回风流瓦斯浓度升高或超限。根据地质报告提供的邻近生产矿井的生产资料比照，本矿按煤与瓦斯瓦斯突出矿井设计与管理。在开采过程中应加强通风及瓦斯检测记录，防止局部瓦斯积聚，必须关注瓦斯涌情况，根据情况采取措施。矿井在建设及生产期间必须进行瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，并定期进行瓦斯等级鉴定。（二）、抽放瓦斯参数确定1、瓦斯风化带的确定煤中的瓦斯成分随着煤层埋藏深度的不同而变化，由浅到深大致分为四个带：二氧化碳氮气带，氮气带，氮气沼气带，沼气带。沼气带以上的三个带统称为瓦斯风化带。煤的变质程度与瓦斯风氧化带的关系。表2 瓦斯风化带表煤的牌号瓦斯风氧
6、化带的深度（m）瓦斯涌出梯度（m/m3.t）气煤和长焰煤5003040肥煤450-50020-25焦煤150-20015-20瘦煤100-15010-15贫煤和无烟煤50-1005-10根据本矿条件，煤的牌号为焦煤，所以瓦斯风氧化带的深度为150200m。2、瓦斯压力的确定由于无实测资料，参照整个地质单元的邻近生产矿井瓦斯资料，根据煤矿采矿设计手册，通过我国各主要煤田实测的煤层瓦斯压力得出以下规律： P=（0.020.1）H 式中：P煤层瓦斯压力，kg/cm2 H煤层距地表垂深，开采深度取最大262m；则：平均瓦斯压力为： P=0.1262=26.2kgcm2。3、煤层瓦斯含量根据禹举明煤矿安
7、全专篇，C1煤层: 18.45 m3/t；C9煤层: 13.03 m3/t； C12煤层： 13.56 m3/t；4、煤中残存瓦斯含量根据采矿工程设计手册通风与安全章节的计算统计，结果如下：表3 煤中残存瓦斯含量表煤质残存量 m3/t煤质残存量 m3/t无烟煤6-10焦煤2-4贫煤4-8气煤2-3粘结煤6-8长焰煤12.55、矿井瓦斯储量及可抽量（1）矿井瓦斯储量计算瓦斯储量系指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总量。其计算公式为：矿井瓦斯储量计算公式为：Wk=W1+W2+W3W1=A1iX1iW2=A2iX2i式中： W1可采煤层瓦斯储量的总和，万m3；A1i矿井每一个
8、可采煤层的煤炭储量，万t；X1i每一个可采煤层相应的瓦斯含量，m3/t；W2可采煤层采动影响围的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，万m3；A2i可采煤层采动影响围每一个不可采邻近煤层的煤炭储量，万t；X2i可采煤层采动影响围每一个不可采邻近煤层相应的瓦斯含量，m3/t；W3围岩瓦斯储量，万m3。根据测定资料取，或按煤层瓦斯储量的10%15%概算。 经查禹举明煤矿安全专篇得矿井瓦斯总储量为12426.08万m3 矿井设计可采储量汇总表 单位 ：万t 煤层编号资源储量类别（万t）工业资源储量（万t）设计资源储量（万t）采区回采率%设计可采储量（万t）331332333(334)?C1059110015
9、814280113.6C501258064.259.28550.32C601029036.131.48526.69C70734037.5338528.05C802529051.5468539.1C903726060.454.48546.24C1260237414149.5134.275100.65C131718211653.848.18540.9C18b0076468.361.88552.53合计7719145734679.3610.1498.1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：按消突计算瓦斯抽放量是指矿井开采前必须达到消突，将矿井煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，瓦
10、斯压力降到0.74Mpa以下的必须抽放量以及矿井在正常回采过程中的瓦斯抽放量的总和。经计算，矿井瓦斯储量：12426.08万m3；矿井将所有可采煤层抽放后瓦斯含量应降到8.0m3/t以下，本次设计均取7.5m3/t，则矿井必须抽放瓦斯量为12426.08821（矿井地质资源储量）7.5=6268.58万m3。矿井正常回采过程中的瓦斯抽放量按消突后的25%计算为：（12426.08-6268.58）0.25=1539.4万m3矿井抽放量为：6268.58+1539.4=7807.98万m3。按矿井产量分析设计矿井配风51m3/s，按总回风瓦斯浓度不超过0.7%按下式计算：式中：Q 矿井设计配风量
11、，m3/s ；q绝矿井相对涌出量，m3/t；c 矿井总回风允许的瓦斯浓度上限（为0.7%）；k 瓦斯涌出不均衡系数，取1.41.6（取1.6）；q绝=（511.6）/（600.7%）=194.3m3/t37.5m3/t（矿井相对瓦斯涌出量）根据上式计算矿井预抽后，按目前设计的配风能满足矿井年产30万吨原煤的要求。6、煤层透气性系数与钻孔瓦斯流量及其衰减系数因该矿未对煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量及其衰减系数等参数进行测试；根据本矿区生产矿井相近煤层的相关参数进行对比和参照得出该矿首采煤层的相关参数如下： 透气性系数(平均值)=0.092(m2Mpa.d) 钻孔瓦斯流量衰减系数(平均值)=0.20
12、36(d1)7、瓦斯梯度计算由于本矿井尚未进行相关参数测定。根据相邻的矿区的总体资料，该矿区的瓦斯梯度为1.72.6m3/t.100m；所以本矿暂按此作为瓦斯梯度。（三）、瓦斯抽放可行性和必要性根据国家煤矿安全监察局2010颁布的煤矿安全规程第一百四十五条规定：有下列情况的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。1.一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于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有问题不合理的。2.矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的。1）大于或等于40m3/min；2）年产量1.01.5Mt的矿井，大于30 m3/min；3）年产量0
13、.61.0Mt的矿井，大于25 m3/min；4）年产量0.40.6Mt的矿井，大于20 m3/min；5）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。从瓦斯涌出量的计算结果来看根据预测结果，C1煤层开采期间，回采工作面的瓦斯涌出量均大于5m3/min；煤层掘进工作面的瓦斯涌出量小于3m3/min。因此，从瓦斯涌出的现状分析，已符合建立瓦斯抽放系统的必要条件。所以，必须采取瓦斯抽放措施，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。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；c 采掘工作面允许的瓦斯浓度上限，1%；k 瓦斯涌出不均衡系数，取1.41.6；据计算，C1煤层采煤工作面经抽放后，设计根据煤层通风断面积、风速等因素综合确定的配风量为1
