煤巷掘进消突评价报告范本(WORD档).docVIP

1 XXXXXXXX 运输巷掘进工作面运输巷掘进工作面 消突评价报告（消突评价报告（0909） （16、17#钻场） 编制人编制人: : 日日 期：期： 年年 月月 日日 2 评价组成员签字表评价组成员签字表 序 号 项目或专业姓名现任职务所属单位 1 2 编制人员 3 4 5 评审人员 6 评审组长 目目 录录 3 第一章 前言 1.1 评价范围 44 1.2 评价依据 .4 1.3 评价过程简述 .4 1.4 评价结论 .5 第二章 基本情况 5 第一节 工作面基本情况 .5 第二节 矿井瓦斯抽放系统 .7 第三节 其 它 .8 2.3.1 防突机构及责任制 .7 2.3.2 防突管理 .7 2.3.3 防突培训 .8 第三章 区域综合防突措施 8 第四章 评价过程 133 第五章 最终评价结论 .13 第六章 问题及建议 .14 第一章第一章 前前 言言 4 1、 评价范围 起始坐标：x：2960706.33；y：35604015.25； z：+1257.36; 终点坐标：x：2960742.31；y：35604041.87；z：+1252.03; 即 XXXX 运输巷 y10 点前 16.361.1m 段 1.2、评价依据 根据如下： 1.2.1、 煤矿安全规程 （2010 版） ； 1.2.2、 煤矿瓦斯抽采基本指标 （AQ1025-2006） ； 1.2.3、 防治煤与瓦斯突出规定 ； 1.2.4、 煤矿瓦斯预测方法 （AQ1018-2006） 。 1.3、评价过程简述 1.3.1、项目可行性分析 根据已采取的防突措施，其措施的控制范围及区域突出危险性 预测的残余瓦斯含量（小于 8m/t）及瓦斯压力（小于 0.74 MPa） 均达到防治煤与瓦斯突出规定的要求，进行评价。 1.3.2、评审组织机构 成立评审组对 XXXX 运输巷 16、17#钻场抽放效果进行评价。 评价组成员： 组 长：总工程师 xx 成 员：安全矿长 xx 生产技术部 xx 5 防突队长 xx 防突技术员 xx 1.3.3、项目分工 评价组：防突技术员 xx 负责对本评价的结果进行汇总以及报告 的编写；防突队长 xx 负责落实现场抽放钻孔、设备的施工、安装及 维护，保证区域措施的进行；生产技术部长 xx 负责收集整理措施区 域煤层瓦斯地质资料，负责审查报告，提出并落实报告中未完善的 措施及资料；安全矿长 xx 负责现场施工质量，监督检测监控数据的 真实性，并负责本评价后以后的现场施工的安全工作；总工程师 xx 负责组织报告的评价。 1.4、评价结论 XXXX 运输巷评价段，工作面采用压入式通风，具有独立可靠的 通风系统。 XXXX 运输巷掘进前在迎头进行一次 DGC 瓦斯含量检验，预抽区 域残余瓦斯含量为 7.1474m/t，残余瓦斯 0.079Mpa，控制范围内瓦 斯预抽率为 30.9%，符合防治煤与瓦斯突出规定的规定，XXXX 运输巷 y10 点前 16.361.1m 段为无突出危险区。 第二章第二章 基本情况基本情况 第一节 工作面基本情况 2.1、工作面基本情况 2.1.1、工作面基本情况 XXXX 运输巷在 y4 点前 4m 按 36方位角施工 329m，开门点标 高+1308.9m，煤层厚度 2.8-3.2m，为半亮型无烟煤，含夹石 1 层， 厚约 0.3m，结构简单，煤层厚度变化大，倾角为-6 -12， 6 顶底板均为砂岩与泥岩，底板一般为泥岩、炭质泥岩，为较稳定煤 层。 2.1.2、巷道与周边关系 XXXX运输巷为14#煤层瓦斯鉴定专用巷，其四邻煤层均未采掘活 动，根据井上下对照图，该掘进工作面迎头埋深122m，地表无建筑 物及其它设施，为山坡地。 2.1.3、煤层瓦斯情况 评价范围内煤层平均厚度为 2.6m，煤层倾角为-12，煤层无 自燃发火倾向性，属不自燃煤层。 根据兖矿集团东华建设有限公司 2010 年 3 月提供的贵州省织 金县龙场镇贵平煤矿煤炭勘探报告 ，该矿对钻孔内的煤层瓦斯含量 进行了测定。 14 煤瓦斯含量化验资料平均为 8.44m/t（201 孔） ，呈东北及中 部高南部及西部低的趋势。XXXX 运输巷布置在 14#煤层中，巷道埋 深 122m， 根据勘探报告可知瓦斯风化带高度为 30m，瓦斯梯度 0.027m/t，经计算煤层瓦斯含量平均为：8.99m3/t；瓦斯压力： 1.0840.4648MPa，平均为：0.2096MPa。 2.1.4、掘进方式 掘进方式为爆掘，采用人工装煤矸溜子运输。 2.1.5、工作面通风情况 XXXX 运输巷采用压入式通风，局部通风机型号 FBDN0.6.3，功 率 230kw，风量为 380m3/min，具有独立可靠的通风系统。 2.1.6、措施区域瓦斯赋存情况 区域抽放防突措施控制范围内瓦斯赋存量计算。 1）煤层原始瓦斯含量 XXXX 运输巷的煤层瓦斯含量为 8.99m/t； 7 2）原煤储量 煤层储量按下式计算 V=Shd V：储量，单位 t； S：面积，单位 m； H：煤厚，单位 m； d：相对密度（容重）：单位 t/m，取 1.35。 则：V=（4534）2.61.35 =5370.3t 根据地质煤炭储量，得出该块段煤层的瓦斯资源量： Q气= Q煤WK 式中 Q气煤层气资源量，m。 Q煤煤层资源储量，t。 W煤层气含量，m/t。 K围岩瓦斯涌出系数，取 1.15。 则 Q气=5370.38.991.15 =55520.8m XXXX 运输巷 y10 点前 16.361.1m 块段,根据巷道掘进方向两 帮各控制 15m，前方 45m，则原煤储量为 5370.3t，瓦斯储量约为 55520.8m。 第二节 矿井瓦斯抽放系统 该巷道的预抽，利用地面抽放系统，抽放泵型号 2BEC-50，瓦 斯抽放泵参数：极限真空 100hpa ，转速 340r/min ，最大气量 198m/min ， 重量 6000kg ，配用功率 220kw。 主管管径为 DN350mm，干管管径为 DN219mm，支管管径为 8 DN25mm，抽放管路敷设由瓦斯抽放站经风井（DN350mm） 、11401 运 输巷专用回风巷、运输联络巷（DN219mm） 、XXXX 运输巷（DN219mm） 、 各钻场抽放钻孔（DN25mm） 。 XXXX 运输巷的抽放负压为 2832kPa，抽放浓度为 1.010.7%， 工况流量平均 420m/h，抽放纯量为 4.244.94 m/h。 第三节 其 它 2.3.1、防突机构及责任制 三塘矿成立通瓦部作为专职的防突机构，共 21 人。 其中管理人员 5 人，钻探工 12 人、封孔工、取样工 2 人、抽放 工 6 人（机电专业） 、防突考察工 2 人、 2.3.2、防突管理 矿已建立防治煤与瓦斯突出管理制度 ，在制定年度、季度和 月度生产作业计划同时制定防突计划，并按计划认真组织落实。 在掘进前严格执行考察批掘制度，贵平矿采用 DGC 测定残余煤 层瓦斯含量、残余瓦斯压力作为区域措施效果检验之方法；钻屑瓦 斯解析指标法作为区域验证及局部防突措施效果检验进行防突考察。 2.3.3、防突培训 防突队管理人员及打钻工、考察工均由矿定期组织培训，培训 内容包括防突考察操作技能、防突基本知识、防治煤与瓦斯突出的 规章制度、突出的危害及规律、区域和局部防突措施及突出预兆等。 9 第三章第三章 区域综合防突措施区域综合防突措施 3.1 区域突出危险性预测 贵平矿属高瓦斯矿井，按煤与瓦斯突出危险矿井管理。自开工 建设以来，施工抽放孔时偶有喷孔现象，未发生过其他煤与瓦斯动 力现象。 根据兖矿集团东华建设有限公司 2010 年 3 月提供的贵州省织 金县龙场镇贵平煤矿煤炭勘探报告 ，该矿对钻孔内的煤层瓦斯含量 进行了测定。14 煤瓦斯含量化验资料平均为 8.44m/t（201 孔） ，呈 东北及中部高南部及西部低的趋势，XXXX 运输巷布置在 14#煤层中， 巷道埋深 122m， 根据勘探报告可知瓦斯风化带高度为 30m，瓦斯梯 度 0.027m/t，经计算煤层瓦斯含量平均为：8.99m3/t；瓦斯压力： 1.0840.4648MPa，平均为：0.2096MPa。 根据防治煤与瓦斯突出规定第四十三条第三款的规定及 煤矿瓦斯抽采基本指标 （AQ10262006）的要求，该工作面预测 为突出危险工作面。 3.2 区域防突措施 3.2.1、开采保护层 贵平煤矿现开拓 14#煤层无保护层。 3.2.2、预抽掘进工作面瓦斯 控制块段煤层顺层抽放钻孔于 2012 年 12 月 1518 日施工完毕， 左右帮钻场共有 10 个抽放钻孔。根据 16、17#钻场内施工的抽放钻 孔分析，控制范围距左右帮外 15m，迎头向前控制 65m。 详见 16、17#钻场抽放钻孔竣工图。 XXXX 运输巷 16、17#钻场施工的抽放钻孔每施工完毕一个立即 封孔、联管抽放，于 2012 年 12 月 18 日两钻场 10 个钻孔全部正常 10 抽放，截止 2013 年 1 月 4 日抽放瓦斯纯量为 17137.1m。见下表。 Cjz70 测定 16、17#钻场瓦斯抽放（参数）量统计表 纯流量 观测 日期 孔号 单孔 负压 Kpa 单孔 浓度%m/minm 备注 16#钻场 1#孔14.644.60.10441052.3 16#钻场 2#孔44.567.90.17251738.8 16#钻场 3#孔15.538.30.0659664.3 16#钻场 4#孔15.316.20.12021211.6 16#钻场 5#孔16.18.20.0959966.6 17#钻场 1#孔22.238.60.13421352.7 17#钻场 2#孔18.632.80.0597601.7 17#钻场 3#孔14.340.50.18371851.7 17#钻场 4#孔14.522.30.10861094.7 2012 年 12 月 25 日 17#钻场 5#孔45.742.50.0625630.0 12 月 18 日- 25 日，连续 抽放 7 天 16#钻场 1#孔15.824.30.0811817.4 16#钻场 2#孔13.229.90.0323325.6 16#钻场 3#孔13.59.80.0871877.9 16#钻场 4#孔16.610.20.0193194.5 16#钻场 5#孔16.18.20.0625630 17#钻场 1#孔20.415.30.0684689.5 2013 年 1 月 4 日 17#钻场 2#孔23.610.60.0576580.6 12 月 19 日- 2013.1.4 日， 连续抽放 7 天 11 17#钻场 3#孔25.218.50.0956963.6 17#钻场 4#孔18.510.10.0399402.2 17#钻场 5#孔29.112.30.0505509.4 合计17137.1 XXXX 运输巷评价范围内 10 天共抽放瓦斯 17137.1m，瓦斯抽放 量根据实际测定所得，该数据真实有效。 附表 CJZ70 单孔测流参数表 附图 抽放孔竣工图 3.3 区域措施效果检验 为确保施工过程中的安全，在掘进前必须严格按照防治煤与 瓦斯突出规定进行区域措施效果检验。具体操作方法为： 1） 、区域防突措施效果检验方法采用 DGC 煤层瓦斯含量直接测 定装置测定煤层残余瓦斯含量及瓦斯压力，经实测采取区域防突措 施煤层残余瓦斯含量8 m3/t 时或瓦斯压力0.74Mpa 时，区域防突措施无 效，必须提高封孔质量或补打抽放孔继续执行区域防突措施，直到 效果有效。 （1） 、检验孔设计 2 个，终孔位于预抽区域的中上部，且至少 有一个检验孔位于预抽区域内距边缘不大于 2m 的范围，检验孔应布 置在措施孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，检验结 果不超标时检验孔必须联管抽放或密封。 （2） 、检验标准：利用 DGC 型瓦斯含量直接测定装置测定煤层 瓦斯含量 W，所测定的瓦斯含量8 m3/t，瓦斯压力0.74Mpa 时， 12 工作面前方测定区域煤层无突出危险，在安全防护措施下进行揭煤 作业；所测定的瓦斯含量8 m3/t，或瓦斯压力0.74Mpa 时，则 必须继续实施区域防突措施。 (3） 、测定步骤： a、在内水仓迎头沿巷道施工方向施工一个取芯钻孔，取芯孔采 用直径 108mm 的无芯钻头开孔施工，施工 40m 后，取下钻头安装取 芯管（取芯管直径 89mm）送至终孔点进行取芯，取芯深度 600mm， 然后再次提出钻杆，将取出的煤芯迅速装入煤样桶进行井下 30min 解吸，每分钟记录一次排水量，测量煤样桶中瓦斯解吸速度及解吸 量，填写井下采样及煤样中气体解吸速度测定记录 ，并以此计算 瓦斯损失量 Q1。 b、把煤样桶带到实验室后在地面解析仪上测量从煤样桶中释放 出的瓦斯量，与井下测量的瓦斯解吸量一起计算煤芯瓦斯解吸量 Q2。 （3） 、从煤样桶中取两份 100g 煤样装入密封的粉碎系统中加以 粉碎，测量磨粉过程中瓦斯解吸量 Q3，借助水分测定系统、气体成 分测定系统和数据计算系统求取可解吸瓦斯含量，即：Qa=Q1+Q2+Q3 c、计算残余瓦斯含量 Wc。 d、瓦斯含量 W=Qa+Wc e、取芯孔布置参数见表 2.1 （4） 、区域措施效果检验有效，在掘进过程中必须进行区域验 证。 3.3.1 残余瓦斯含量 连续抽放 10 天后，经 DGC 系统取芯测定残余瓦斯含量为： 13 7.1474m/t。 3.3.2、残余瓦斯压力 残余煤层瓦斯压力通过 DGC 测定系统检测煤样时在 P 值分析时 测得结果，经实测残余瓦斯压力为 0.079Mpa。 第四章第四章 评价过程评价过程 经采取预抽瓦斯后，XXXX 运输巷 16、17#钻场抽放钻孔控制区 域内无空白带，两钻场边