东沟煤矿初设变更2014-4

新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司煤矿初步设计变更前言
前言
受新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司委托，我院于2013年1月完成了《新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司煤矿初步设计》。

2013年5月新疆煤矿安全监察局以新煤安监发[2013]74号文件出具了“关于呼图壁县东沟煤炭有限责任公司煤矿90万吨/年扩建项目初步设计安全专篇的批复”，新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局以新煤规发[2013]133号文件出具了“关于新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司煤矿及配套选煤厂初步设计的意见”。

原设计将井田西翼+1555～+1586m之间的煤层预留给现有生产矿井开采，改扩建矿井开采+1555m水平以下煤层。

但根据目前新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司的发展计划，现有生产矿井将于2014年关闭，全力推进改扩建工程，预留的井田西翼+1555～+1586m之间的煤层需纳入改扩建工程统一考虑。

因此，新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司根据委托我院对批复后的设计进行变更。

变更主要内容：将原预留的井田西翼+1555～+1586m之间的煤层需纳入改扩建工程统一考虑；矿井一采区开采范围发生变化，需重新划分区段标高；首采工作面位臵及长度需重新确定；对矿井部分系统、相关设施和设备进行了调整。

第二章矿井资源/储量、设计生产能力与服务年限
第一节井田境界及资源/储量
二、资源储量
原设计：
（四）矿井设计资源/储量
7．现有生产矿井预留储量
现有生产矿井规模0.09Mt/a，目前开采西翼+1560～+1586m之间的煤层，东翼+1560～+1586m之间的煤层作为现有生产矿井预留储量，因东翼B2煤层采空区底部边界为+1573m水平，留设50m采空区隔离煤柱后，隔离煤柱底界已至+1561m水平，因此东翼只有B2煤层上部的B3、B41、B42煤层可布臵工作面，共计储量约0.36Mt，可开采2.8a，预计2015年初停产关闭。

矿井目前正在进行0.9Mt/a改扩建设计，设计建井工期约20个月，预计2013年可开工建设，2015年初即可建成，在原有矿井停产关闭后立即投产。

经计算矿井永久煤柱损失量合计约为14.16Mt，现有生产矿井预留储量0.36Mt，矿井设计资源/储量为90.72Mt，计算结果见表2-1-9。

（五）矿井可采储量
经计算，全矿井设计可采储量58.48Mt，矿井设计可采储量汇总见表2-1-10。

表2-1-10矿井可采储量汇总表（单位：Mt）
变更原因：
因现有生产矿井未采用综采综掘，不符合昌吉州地区煤炭安全生产的要求，一直处于停产中。

而现有生产矿井实现综采综掘机械化改造投资较高，经与业主协商讨论后，关闭生产矿井，将正在准备的工作面（+1560m～+1586m水平）由改扩建工程统一考虑开采。

变更后：
（四）矿井设计资源/储量
7．现有生产矿井预留储量
关闭现有生产矿井，将正在准备的工作面（+1560m～+1586m水平）由改扩建工程统一考虑开采，不再考虑预留储量。

经计算矿井永久煤柱损失量合计约为91.08Mt，计算结果见表2-1-9。

（五）矿井可采储量
经计算，全矿井设计可采储量61.44Mt，矿井设计可采储量汇总见表2-1-10。

表2-1-10矿井可采储量汇总表（单位：Mt）
第二节矿井设计生产能力与服务年限
三、矿井服务年限
原设计：
矿井设计开采范围内工业资源/储量105.24Mt，设计可采储量58.48Mt，根据地质构造复杂程度和地质勘探程度，井田地质构造复杂程度为简单类型（一类），煤层赋存比较稳定，储量备用系数取1.4。

矿井服务年限计算如下：
Tz＝Zk/（K×A）
式中Z K——矿井设计可采储量，58.48Mt；
K——储量备用系数，取1.4；
A——矿井设计生产能力，0.9Mt/a。

矿井服务年限为：T＝58.48/（1.4×0.9）＝46.4a。

其中：
矿井一水平（+1450m水平以上）煤层服务年限：
T1＝18.34/（1.4×0.9）＝14.6a。

矿井二水平（+1300m～+1450m水平）煤层服务年限：
T2＝16.10/（1.4×0.9）＝12.7a。

矿井三水平（+1050m～+1300m水平）煤层服务年限：
T3＝24.04/（1.4×0.9）＝19.1a。

变更原因：
因不再考虑生产矿井预留储量，矿井可采储量增大，服务年限也相应增长。

变更后：
矿井设计开采范围内工业资源/储量105.24Mt，设计可采储量61.44Mt，根据地质构造复杂程度和地质勘探程度，井田地质构造复杂程度为简单类型（一类），煤层赋存比较稳定，储量备用系数取1.4。

矿井服务年限计算如下：
Tz＝Zk/（K×A）
式中Z K——矿井设计可采储量，61.44Mt；
K——储量备用系数，取1.4；
A——矿井设计生产能力，0.9Mt/a。

矿井服务年限为：T＝61.44/（1.4×0.9）＝48.8a。

其中：
矿井一水平（+1450m水平以上）煤层服务年限：
T1＝19.10/（1.4×0.9）＝15.2a。

矿井二水平（+1300m～+1450m水平）煤层服务年限：
T2＝18.74/（1.4×0.9）＝14.9a。

矿井三水平（+1050m～+1300m水平）煤层服务年限：
T3＝23.60/（1.4×0.9）＝18.7a。

第三章井田开拓
第二节开拓布署
五、采区划分与接替
原设计：
（二）采区划分
一水平（+1450m以上）划分为一个双翼采区，阶段垂高为105m，为一采区；二水平（+1300m～1450m）划分为一个双翼采区，阶段垂高为150m，为二采区；三水平（+1100m～13000m）划分为一个双翼采区，阶段垂高为200m，为三采区。

一采区：位于+1450m水平以上，东西走向长度约为1850m。

上部回风标高为+1555m，下部运输标高为+1450m，垂高105m～185m，斜长434m～765m，双翼开采。

二采区：位于+1300m～+1450m水平之间，东西走向长度约为290～560m。

上部回风标高为+1450m，下部运输标高为+1300m，垂高150m，斜长620m，双翼开采。

三采区：位于+1100m～+1450m水平之间，东西走向长度约为1800m。

上部回风标高为+1300m，下部运输标高为+1100m，垂高200m，斜长827m，双翼开采。

采区特征表详见表3-2-1。

（三）采区接替
采区：矿井投产一采区，按顺序依次开采一、二、三采区。

煤层：原则上按照自上而下的顺序进行开采。

采区接续详见表3-2-2。

变更原因：
首采区西翼范围由原来的+1450m～+1555m水平调整为+1455m～+1586m水平，首采区范围增大。

变更后：
（二）采区划分
一水平（+1450m以上）划分为一个双翼采区，阶段垂高为136m～185m，为一采区；二水平（+1300m～1450m）划分为一个双翼采区，阶段垂高为150m，为二采区；三水平（+1100m～13000m）划分为一个双翼采区，阶段垂高为200m，为三采区。

一采区：位于+1450m水平以上，东西走向长度约为1850m。

上部回风标高为+1555m，下部运输标高为+1450m，垂高105m～185m，斜长434m～765m，双翼开采。

二采区：位于+1300m～+1450m水平之间，东西走向长度约为290～560m。

上部回风标高为+1450m，下部运输标高为+1300m，垂高150m，斜长620m，双翼开采。

三采区：位于+1100m～+1450m水平之间，东西走向长度约为1800m。

上部回风标高为+1300m，下部运输标高为+1100m，垂高200m，斜长827m，双翼开采。

采区特征表详见表3-2-1。

表3-2-1采区特征表
（三）采区接替
采区：矿井投产一采区，按顺序依次开采一、二、三采区。

煤层：原则上按照自上而下的顺序进行开采。

采区接续详见表3-2-2。

新疆呼图壁县东沟煤炭有限责任公司煤矿初步设计变更
第四章井下开采
第一节采区布臵
一、首采区特征
原设计：
（二）首采区地质特征
1．投产采区尺寸
投产的一采区开采标高+1450m～+1635m，走向长度约2800m，双翼布臵，其中西翼走向长度约1800m，东翼走向长度约1000m。

变更原因：首采区西翼范围由原来的+1450m～+1555m水平调整为+1455m～+1586m水平，首采区范围增大。

变更后：
（二）首采区地质特征
1．投产采区尺寸
投产的一采区西翼开采标高为+1450m～+1586m，东翼开采标高+1450m～+1635m，为走向长度约2800m，双翼布臵，其中西翼走向长度约1800m，东翼走向长度约1000m。

二、采区巷道布臵
原设计：
2．采煤工作面布臵
矿井投产时，设计在一采区上部一区段西翼B42煤层布臵一个走向长壁综合机械化一次采全高采煤工作面，工作面编号1W4-201。

根据矿方提供的现有生产矿井采掘工程平面图分析，现生产矿井所开采的B42煤层运输顺槽最下部标高为+1555.90m水平，而矿井设计的回风水平标高为+1555m，为保证矿井安全生产，矿井一采区西翼B42煤层首采工作面回风顺槽与现有生产井B42煤层运输顺槽之间留设斜长20m的保护煤柱，因此将一采区西翼B42煤层首采工作面回风顺槽标高为+1545m，首采工作面1W4-201工作面倾斜长度为110m，工作面走向长为1530m。

自采区上山向西沿煤层布臵工作面运输、回风顺槽至井田边界煤柱位臵后，沿煤层倾斜方向布臵工作面开切眼贯通上下顺槽。

一采区东翼B42煤层不受生产矿井影响，第一个
区段工作面回风顺槽标高为+1555m。

B42煤层除首采工作面外，其他工作面倾斜长度均为150m。

矿井其他可采煤层工作面布臵情况与B42煤层相同。

1W4-201工作面运输顺槽通过+1520m水平区段运输石门、区段溜煤眼与一采区运输上山相连，运输上山通过井底煤仓与主斜井相连；回风顺槽直接与斜风井相连。

3．顺槽布臵
根据煤层赋存条件，结合生产矿井顺槽的布臵方式，设计采煤工作面顺槽采用单巷布臵。

变更原因：
因现有生产矿井实现综采综掘改造代价较高，因此将原设计预留给现有生产矿井的开采范围纳入改扩建工程工艺考虑，因此需重新考虑一采区区段划分及首采工作面位臵及参数。

改扩建工程一采区轨道上山和运输上山均沿B2煤层布臵，由于受到B2煤层采空区（采空区底界为+1573m水平）的影响，一采区轨道上山和运输上山上部标高为+1555m 水平，而B42煤层上部可采标高为+1586m水平，因此采区轨道上山无法直接为首采工作面回风顺槽服务，需在轨道上山上部车场与首次工作面回风顺槽之间增加材料斜巷来满足工作面辅助运输需要。

变更后：
2．采煤工作面布臵
矿井投产时，设计在一采区上部一区段西翼B42煤层布臵一个走向长壁综合机械化一次采全高采煤工作面，工作面编号1W4-201。

现有生产矿井位于改扩建工程西翼，已施工完成B42煤层工作面运输顺槽和回风顺槽，净宽均为3.5m，高3.0m，采用锚网支护，围岩条件较好。

运输顺槽标高为+1560m 水平，回风顺槽标高为+1586m～+1582m水平，距离上部采空区煤柱为斜长20m，工作面长度为90m～70m左右。

生产矿井轨道下山、皮带下山和回风上山位于B42煤层中，贯通了回风顺槽和运输顺槽。

轨道下山采用矩形断面，净宽2.8m，高2.0m，锚网支护；皮带下山和回风上山均为矩形断面，净宽2.0m，高2.0m，锚网支护。

根据现状，设计提出两种工作面布臵方案：
方案一：利用现有回风顺槽为首采工作面回风顺槽，新掘首采工作面运输顺槽
利用+1586m～+1582m现有回风顺槽为首采工作面回风顺槽，在+1549m水平新掘运输顺槽，净宽4.8m，高3.0m，工作面长度175m。

现有+1560m水平运输顺槽位于首采工作面中部，作为首采工作面的一条进风顺槽。

一采区各煤层共划分为3个区段，B42煤层、B41煤层和B3煤层每个区段工作面长度为175m，B2煤层和B1煤层每个区段工作面长度为150m。

方案二：利用现有回风顺槽和运输顺槽为首采工作面的回风顺槽和运输顺槽
利用+1586m～+1582m现有回风顺槽为首采工作面回风顺槽，现有+1560m水平运输顺槽为首采工作面运输顺槽，首采工作面长度为90m～70m左右。

一采区共划分为4个区段，第一个区段工作面长度均为90m～70m，其他区段各煤层工作面长度均为150m。

两方案技术经济比较详见表4-1-1。

综上所述，方案一虽然初期投入较高，但从整个采区来看，工程量和投入都较方案二低，且方案一有点明显多于方案二，因此设计推荐方案一：利用现有回风顺槽为首采工作面回风顺槽，新掘首采工作面运输顺槽。

首采工作面1W4-201工作面倾斜长度为175m，工作面走向长为1530m。

自采区上山向西沿煤层布臵工作面运输、回风顺槽至井田边界煤柱位臵后，沿煤层倾斜方向布臵工作面开切眼贯通上下顺槽。

1W4-201工作面运输顺槽通过溜煤斜巷与一采区运输上山相连，运输上山通过井底煤仓与主斜井相连；回风顺槽通过回风斜巷、+1555m水平回风石门与斜风井相连。

一采区轨道上山上部车场与1W4-201工作面回风顺槽直接通过材料斜巷联系。

各煤层可采区域的不同，B42煤层、B41煤层和B3煤层开采范围为+1586m～+1450m，B2煤层和B1煤层开采范围为+1555m～+1450m。

因此B42煤层、B41煤层和B3煤层每个区段工作面长度为175m，各区段标高为+1544m、+1497m和+1450m。

B2煤层和B1煤层每个区段工作面长度为150m，各区段标高为+1520m、+1485m和+1450m。

后期在+1582m水平设臵轨道石门和回风石门，B41煤层和B3煤层工作面回风顺槽分别通过+1582m水平轨道石门和回风石门与现有系统联系，运输顺槽分别通过溜煤眼与运输上山联系。

3．顺槽布臵
根据煤层赋存条件，结合矿井现状，利用已经形成的B42煤层工作面回风顺槽作为首采工作面的回风顺槽，在+1549m水平新掘一条运输顺槽为首采工作面服务。

因+1560m水平运输顺槽已施工完成，所以首采工作面为3条顺槽，中部和下部2条顺槽进风，上部1条顺槽回风。

其他采煤工作面均为2条顺槽，一进一回。

因首采工作面回风顺槽位于一采区轨道上山上部标高之上，因此在一采区轨道上山上部车场与首采工作面回风顺槽之间布臵一条倾角25°的材料斜巷，解决首采工作面辅助运输问题，在首采工作面与+1555m水平回风石门之间沿B42煤层平行采区上山布臵一条回风斜巷，满足首采工作面回风需求。

三、采区车场和硐室布臵
1．采区车场
原设计：
一采区轨道上山在+1555m水平设上部车场，在+1545m、+1515m、+1480m水平设臵中部甩车场，在+1450m设下部甩车场。

根据各开采水平下放材料、设备以及提升矸
石量，在车场内设臵有空、重车存车线、调车线，车场内空、重车线长度按2～3钩车考虑；车场内铺设单、双轨道，轨距600mm，轨型30kg/m。

变更后：
一采区轨道上山在+1555m水平设上部车场，在+1544m、+1497m水平设臵中部甩车场，在+1450m设下部甩车场。

根据各开采水平下放材料、设备以及提升矸石量，在车场内设臵有空、重车存车线、调车线，车场内空、重车线长度按2～3钩车考虑；车场内铺设单、双轨道，轨距600mm，轨型30kg/m。

第二节采煤方法及工艺
一、采煤方法及采煤工艺
原设计：
井田内各煤层开采工艺及生产能力见表4-2-2。

变更原因：一采区开采范围调整后，B42煤层、B41煤层和B3煤层工作面长度由150m 调整为175m，因此工作面推进度及生产能力发生改变。

变更后：
井田内各煤层开采工艺及生产能力见表4-2-2。

表4-2-2各煤层开采工艺及生产能力表
二、主要采煤设备选型
原设计：
（三）综采工作面液压支架
3．支护设备选型
（2）支架数量
Z＝L0K0/L
式中Z—支架数量(架)
L0——工作面长度110m（投产面）；
K0——备用系数，5％。

1W4-201工作面支架数量：
Z＝110×1.05/1.5＝77架
矿井投产的1W4-201综采工作面主要设备选型详见表4-2-4。

矿井二类煤层工作面主要设备选型见表4-2-5。

矿井综采放顶煤工作面主要设备选型见表4-2-6。

表4-2-4投产工作面主要设备选型表
表4-2-6综采放顶煤工作面主要设备选型表
变更原因：
因工作面长度发生变化，工作面支架数量也应相应调整。

变更后：
（三）综采工作面液压支架
3．支护设备选型
（2）支架数量：
Z＝L0K0/L
式中Z—支架数量(架)
L0——工作面长度175m（投产面）；
K0——备用系数，5％。

1W4-201工作面支架数量：
Z＝175×1.05/1.5＝123架
矿井投产的1W4-201综采工作面主要设备选型详见表4-2-4。

矿井二类煤层工作面主要设备选型见表4-2-5。

矿井综采放顶煤工作面主要设备选型见表4-2-6。

三、采煤工作面生产能力
原设计：
（二）采煤工作面生产能力计算
1．工作面参数确定
（2）工作面长度
结合本矿井的煤层条件和生产能力，采区尺寸，为使井下开拓和采区巷道联系顺畅，考虑合理的区段划分，可将首采的一采区南部B42煤层划分3个完整的一次采全高工作面。

因此设计工作面长度确定为150m（投产工作面为110m）。

（3）回采工作面循环数、年推进度
1W4-201工作面：在一采区+1545m和+1520m水平分别掘进B42煤层的回风和运输顺槽至采区西部边界后，沿倾斜方向布臵工作面开切眼。

回采方向为后退式，即由井田边界向一采区上山方向回采。

B42煤层平均可采厚度3.13m，一次采全高，工作面长度110m，一天12个循环，循环进度0.6m。

采煤机割煤速度及开机率：目前国内采煤机割煤速度一般为3～15m/min，设计确定采煤机割煤速度为4.13m/min；开机率我国目前一般为35%～65%左右，本设计开机率取50%。

采煤机组在工作面运行一次，即割煤一刀，并完成移架，推溜、端头支护等工作，即为一个循环，工作面循环数及相关参数计算如下：
1W4-201工作面生产能力按下式计算：
工作面日产量：
A1＝L×L´×γ×H×C（一次采全高）t
式中L——工作面长度，110m；
L´——循环进度，0.80m；
L1——年工作日，330m；
n——日循环数，12；
C——工作面回采率，厚煤层取95%；
η——循环率，80%；
H——工作面开采高度，3.13m；
γ——煤的容重，1.33t/m3。

工作面年产量A：
A＝A1×n×L1×η×10—6 Mt/a
循环产量：A＝110×0.80×1.33×3.13×0.95＝348t
日产量：A d＝348×12＝4176t/d
年产量：A＝4176×330×0.80×10-6≈1.10Mt/a
年推进度：D＝0.8×12×330×0.80＝2534m
1W4-201工作面生产能力详见表4-2-7。

表4-2-7投产/达到设计生产能力时工作面特征表
变更后：
（二）采煤工作面生产能力计算
1．工作面参数确定
（2）工作面长度
结合本矿井的煤层条件和生产能力，采区尺寸，为使井下开拓和采区巷道联系顺畅，考虑合理的区段划分，可将首采的一采区南部B42煤层划分3个完整的一次采全高工作
面。

因此设计工作面长度确定为175m。

（3）回采工作面循环数、年推进度
B42煤层平均可采厚度3.13m，一次采全高，工作面长度175m，一天6个循环，循环进度0.8m。

采煤机组在工作面运行一次，即割煤一刀，并完成移架，推溜、端头支护等工作，即为一个循环，工作面循环数及相关参数计算如下：
1W4-201工作面生产能力按下式计算：
工作面日产量：
A1＝L×L´×γ×H×C（一次采全高）t
式中L——工作面长度，175m；
L´——循环进度，0.80m；
L1——年工作日，330m；
n——日循环数，6；
C——工作面回采率，中厚煤层取95%；
η——循环率，80%；
H——工作面开采高度，3.13m；
γ——煤的容重，1.33t/m3。

工作面年产量A：
A＝A1×n×L1×η×10—6 Mt/a
循环产量：A＝175×0.80×1.33×3.13×0.95＝554t
日产量：A d＝554×6＝3324t/d
年产量：A＝3324×330×0.80×10-6≈0.88Mt/a
年推进度：D＝0.8×6×330×0.80＝1267m
1W4-201工作面生产能力详见表4-2-7。

第五章井下运输
一、煤炭运输方式的选择
原设计：
原煤运输路线：
1W4-201工作面煤炭运输路线：1W4-201工作面→工作面运输顺槽→+1520m水平区段运输石门→区段溜煤眼→一采区运输上山→井底煤仓→主斜井→地面。

井下煤流系统见图5-1-1。

图5-1-1 井下煤流系统示意图
变更原因：
因矿井各可采煤层倾角较小，且间距较小，在各区段设运输石门不仅工程量大，且原煤运输和转载环节多，因此本次设计变更推荐各工作面运输顺槽通过溜煤斜巷直接与运输上山联系。

变更后：
原煤运输路线：
1W4-201工作面煤炭运输路线：1W4-201工作面→工作面运输顺槽→溜煤斜巷→一采区运输上山→井底煤仓→主斜井→地面。

井下煤流系统见图5-1-1。

图5-1-1 井下煤流系统示意图
二、煤炭运输设备的选型
原设计：
（二）其他地点设备选型
1．+1520m水平运输石门设备选型
（1）原始数据：巷道倾角0°，带式输送机铺设长度L=124m，输送物料粒度0～300mm，煤的堆积密度ρ=0.9 t/m3，井下小时最大开采量Q＝600t/h，头部卸料、尾部给料。

带宽：B=1200mm；
带速：V=2.5m/s；
输送带型号：ST630型钢丝绳芯阻燃输送带；
初选带强：Gx=630N/mm；
每米输送带质量（阻燃型）：q0 =20.7kg/m2×1.2m=24.84kg/m；
输送带上每米物料质量：q=Q/3.6V=600÷（3.6×2.5）=66.67kg/m；上托辊转动部分质量：q’= 20.8×0.8=16.64kg/m；
下托辊转动部分质量：q”= 6.7×0.9=6.03kg/m；
运行阻力系数：ω=0.02
（2）运行时的总阻力与总圆周力的计算
上分支运行阻力（F1）：
F1=（q+q0+q’）ω·L·cosβ
=（66.67＋24.84＋16.64）×0.02×124×cos0°
=268kg
下分支运行阻力（F2）：
F2 =（q0+q”）ω·L·cosβ
=（24.84＋6.03）×0.03×124×cos0°
=115kg
物料提升阻力（F3）：
F3= q·L·sinβ
=66.67×124×sin0°
=0
附加阻力（F’）：
弹簧清扫器阻力：F1’=100B=100×1.2=120kg
空段清扫器阻力：F2’=20B=20×1.2=24kg
导料槽阻力：F3’=（1.6B2ρ+7）L’=（1.6×1.02×0.9＋7）×1.5= 15kg 进料加速阻力：F4’= 0.0142QV=0.0142×600×2.5=21kg
绕过滚筒阻力：F5’= 2×60＋1×50＝170kg
附加阻力：F’=120＋24＋15＋21＋170＝350kg
运行时的总阻力（F）：
Fu = F1＋F2＋F3＋F’ ＝268＋115＋0＋350＝733kg
输送机运行时传动滚筒的总圆周力：Fu=F＝733kg
（3）电动机功率计算
传动滚筒轴功率：P0＝Fu·v÷102＝733×2.5÷102＝18kW
电动机功率：P M＝K1 P0 ＝1.4×18＝25kW
根据计算结果，当矿井生产能力为0.9Mt/a时，选用一台YBPT255S-4（N=37kW）电动机（隔爆型），可满足要求。

经过验算，输送机胶带安全系数、防滑验算均符合要求。

变更原因：
+1520m水平运输石门已调整为溜煤斜巷。

变更后：
删除+1520m水平运输石门设备选型内容。

第六章 通风与安全
第一节 瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算
二、瓦斯涌出量预测
（二）矿井一水平（+1450m 水平）瓦斯涌出量预测 设计前：
1．回采工作面瓦斯涌出量
回采工作面瓦斯涌出量用相对瓦斯涌出量表达，以24h 为一个预测圆班，采用下列公式计算。

q 采＝q 1+q 2
①开采层瓦斯涌出量q 1
q 1＝K 1·K 2·K 3·0
m m
（Wo-Wc ）
式中 K 1——围岩瓦斯涌出系数，取1.2；
K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，本矿井为厚煤层综
采，回采率为0.95，则K 2=1/0.95；
K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数； m ——煤层厚度，取3.13m ； m 0——煤层开采厚度，取3.13m ； K 3＝（L-2h ）/L
式中 L ——工作面长度，取150m 。

h ——掘进巷道预排等值宽度，取23m 。

K 3＝（L-2h ）/L=（150-2×23）/175＝0.69
式中 Wo ——煤层原始瓦斯含量，m 3/t 。

本矿井一水平B 42煤层最大瓦斯含量（CH 4）为1.06m 3/t 。

Wc ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，取0.53m 3/t （取原始瓦斯含量的50%）。

则 q 1=K 1×K 2×K 3×（Wo-Wc ）=1.2×(1/0.95)×0.69×（1.06-0.53）=0.46（m 3/t ）。

②煤层邻近煤层瓦斯涌出量
根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）中邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图可知，只计算与B 42煤层的垂直距离在60m 范围以内下邻近的煤层，分别是B 41、B 3、和B 2煤层，根据下面公式分别计算出各个邻近煤层的瓦斯涌出量。

1
21()i
i oi ic i m q K W W M
==∙-∑
计算邻近层B 41、B 3、和B 2煤层瓦斯涌出量如下： q 邻1=1.64÷1.64×80%×（1.88-0.94）＝0.75m 3/t q 邻2=3.82÷3.82×45%×（0.77-0.39）＝0.17m 3/t q 邻3=4.69÷4.69×20%×（0.91-0.46）＝0.09m 3/t q 2=q 邻1+ q 邻2+ q 邻3=0.75+0.17+0.09=1.01 所以B 42煤层回采工作面瓦斯涌出量： q 采=q 1+q 2=0.46+1.01=1.47m 3/t 。

3．生产采区瓦斯涌出量预测 生产采区瓦斯涌出量采用下式计算：
q 区——生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t ；
K ˊ——生产采区内采空区瓦斯涌出系数；K ˊ取值范围见表6-1-7，取1.3；
q 采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t ；根据计算q 采＝1.47m 3/t ； A i ——回采工作面的日产量，t ；取4275t （工作面斜长150m 时）； q 掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ；取1.43m 3/min ； Ao ——生产采区平均日产量，t ；取4275+223+160＝4658t 。

设计一水平以1个综采工作面、2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。

运输顺槽掘进工作面掘进煤量为223t/d ，回风顺槽掘进工作面掘进煤量为160t/d 。

则
∑∑==+=n
i n
i o
i i A q A q K q 1
1
/)
1440(掘采区∑∑==+=n
i n
i o i i A q A q K q 1
1
/)
1440(掘采区
＝1.30×（1.59×4275+1440×1.43）/4658＝2.47m 3/t 4．矿井瓦斯涌出量
矿井瓦斯涌出量采用下列公式计算
式中 q 井——矿井相对瓦斯涌出量，m 3/t ；
q 区——生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t ； A oi ——生产采区平均日产量，t ；
K 〞——已采采空区瓦斯涌出系数，取值范围见表6-1-8，取1.30。

表6-1-8采空区瓦斯涌出系数K 〞值
则
＝1.30×2.47×4589/4589＝3.21（m 3/t ） 矿井最大绝对瓦斯涌出量预测：
Q 绝＝3.21×4658÷（24×60）＝10.38m 3/min
根据上述开采B 42煤层时的瓦斯涌出量预测方法，则对矿井一水平B 41、B 3、B 2、B 1煤层的瓦斯涌出量分别预测，各个煤层的瓦斯涌出量预测结果见表6-1-9。

表6-1-9 一水平各个煤层瓦斯涌出量预测结果表
综上，预测矿井一水平最高相对瓦斯涌出量为3.34m 3/t ，最大绝对瓦斯涌出量为10.38m 3/min 。

根据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》，矿井一水平为瓦斯矿井。

∑∑===n
i oi
oi n
i i A
A q K q 1
1//
)
(区井∑∑===n
i oi
oi n
i i A
A q K q 1
1
//
)
(区井
变更后：
1．回采工作面瓦斯涌出量
回采工作面瓦斯涌出量用相对瓦斯涌出量表达，以24h 为一个预测圆班，采用下列公式计算。

q 采＝q 1+q 2
①开采层瓦斯涌出量q 1
q 1＝K 1·K 2·K 3·0
m m
（Wo-Wc ）
式中 K 1——围岩瓦斯涌出系数，取1.2；
K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，本矿井为中厚煤层
综采，回采率为0.95，则K 2=1/0.95；
K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数； m ——煤层厚度，取3.13m ； m 0——煤层开采厚度，取3.13m ； K 3＝（L-2h ）/L
式中 L ——工作面长度，取175m 。

h ——掘进巷道预排等值宽度，取23m 。

K 3＝（L-2h ）/L=（175-2×23）/175＝0.74
式中 Wo ——煤层原始瓦斯含量，m 3/t 。

本矿井一水平B 42煤层最大瓦斯含量（CH 4）为1.06m 3/t 。

Wc ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，取0.53m 3/t （取原始瓦斯含量的50%）。

则 q 1=K 1×K 2×K 3×（Wo-Wc ）=1.2×(1/0.95)×0.74×（1.06-0.53）=0.50（m 3/t ）。

②煤层邻近煤层瓦斯涌出量
根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）中邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图可知，只计算与B 42煤层的垂直距离在60m 范围以内下邻近的煤层，分别是B 41、B 3、和B 2煤层，根据下面公式分别计算出各个邻近煤层的瓦斯涌出量。

1
21
()i
i oi ic i m q K W W M
==∙-∑
计算邻近层B 41、B 3、和B 2煤层瓦斯涌出量如下： q 邻1=1.64÷1.64×80%×（1.88-0.94）＝0.75m 3/t q 邻2=3.82÷3.82×45%×（0.77-0.39）＝0.17m 3/t q 邻3=4.69÷4.69×20%×（0.91-0.46）＝0.09m 3/t q 2=q 邻1+ q 邻2+ q 邻3=0.75+0.17+0.09=1.01 所以B 42煤层回采工作面瓦斯涌出量： q 采=q 1+q 2=0.50+1.01=1.51m 3/t 。

3．生产采区瓦斯涌出量预测 生产采区瓦斯涌出量采用下式计算：
q 区——生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t ；
K ˊ——生产采区内采空区瓦斯涌出系数；K ˊ取值范围见表6-1-7，取1.3；
q 采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t ；根据计算q 采＝1.51m 3/t ； A i ——回采工作面的日产量，t ；取3324t （工作面斜长175m 时）； q 掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ；取1.43m 3/min ； Ao ——生产采区平均日产量，t ；取3324+223+160＝3707。

设计一水平以1个综采工作面、2个综掘工作面保证矿井的设计生产能力和生产接替。

运输顺槽掘进工作面掘进煤量为223t/d ，回风顺槽掘进工作面掘进煤量为160t/d 。

则
＝1.30×（1.51×3324+1440×1.43）/3707＝2.48m 3/t 4．矿井瓦斯涌出量
矿井瓦斯涌出量采用下列公式计算
∑∑==+=n
i n
i o
i i A q A q K q 1
1
/)
1440(掘采区∑∑==+=n
i n
i o i i A q A q K q 1
1
/)
1440(掘采区∑∑===n
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A q K q 1
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(区井。