芦岭矿机巷效果检验报告.doc

淮北矿业股份有限公司芦岭煤矿842-1（21）机巷条带煤层瓦斯区域治理效果评价报告淮北矿业股份有限公司芦岭煤矿淮北永泰安全评价有限公司二一三年四月淮北矿业股份有限公司芦岭煤矿842-1（21）机巷条带煤层瓦斯区域治理效果评价报告审 批 意 见姓 名职务专 业职 称课题组成员王新琨矿总工程师采矿工程高级工程师宋三胜矿防突副总矿井通风工程师周二元矿瓦斯办主任矿井通风工程师车 路矿瓦斯办副主任矿井通风助理工程师曹开节矿瓦斯办主管技术员矿井通风助理工程师王 林矿防突区副区长矿井通风助理工程师安伦斌评价公司过程控制负责人矿山机电高级工程师国家三级安全评价师国家注册安全工程师审核张峰评价公司总工程师采矿工程高级工程师国家一级安全评价师国家注册安全工程师批准周茂春矿长采矿工程高级工程师淮北矿业股份有限公司芦岭煤矿淮北永泰安全评价有限公司二一三年四月芦岭煤矿842-1（21）机巷条带煤层瓦斯区域治理效果评价报告前 言芦岭煤矿为突出矿井，突出煤层为8、9、10煤层，核定生产能力2.30Mt/a。矿井瓦斯、火等灾害俱全，瓦斯灾害尤为严重。多年来矿坚持区域治理，采用穿层钻孔大面积预抽区域等防突措施，取得了较好的安全效果。842-1工作面为矿井84采区一区段工作面，上邻826-1及926工作面采空区。目前842-1（21）机巷区域治理措施均按按设计施工到位，并按要求对瓦斯进行了预抽。为了认真贯彻中华人民共和国安全生产法、防治煤与瓦斯突出规定（国家安全生产监督管理总局第19号令）、安徽省人民政府办公厅关于印发安徽省煤矿瓦斯综合治理与利用办法的通知（皖政办201162号）、煤矿瓦斯抽采达标暂行规定等法规和文件精神，芦岭煤矿委托我公司对842-1（21）机巷条带煤层瓦斯治理效果进行评价。淮北矿业集团通防处对本报告进行了审核，提出了修改意见。842-1（21）机巷采用直接测定煤层残余瓦斯压力和直接测定煤层残余瓦斯含量相结合的方法进行区域措施效果检验。认为，该区域钻孔分布和控制范围符合要求，经实测该机巷条带煤层残余瓦斯压力最大值0.25MPa，煤层残余瓦斯含量最大值为5.82m3/t，均小于防治煤与瓦斯突出规定的临界值，区域防突措施有效。本报告编制过程中，得到了淮北矿业股份有限公司、芦岭煤矿、淮北工业建筑设计院等单位领导的大力协助与支持，在此表示衷心的感谢！目 录.1 矿井概况- 1 -1.1 基本情况- 1 -1. 2地质概况- 2 -1.2.1 煤层赋存- 2 -1.2.2 地质构造- 2 -1.2.3 水文地质条件- 3 -1.2.4 火成岩侵入- 5 -1.3 矿井瓦斯概况- 5 -1.3.1 矿井瓦斯地质规律- 5 -1.3.2 煤与瓦斯突出情况- 6 -1.4煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性- 6 -1.5 评估区域概况- 6 -2 编制依据- 8 -3 评估区域突出危险性评价- 9 -3.1 84采区瓦斯地质分析- 9 -3.2 842-1工作面瓦斯地质分析- 9 -3.2.1 煤层赋存- 9 -3.2.2 地质构造- 9 -3.2.3 煤层瓦斯基本参数- 10 -3.3相邻工作面瓦斯情况- 10 -3.4下保护层开采情况- 10 -4 区域预抽防突措施设计、实施及抽采效果情况- 11 -4.1 区域防突措施方案- 11 -4.2 预抽钻孔设计及施工情况- 12 -4.3 瓦斯抽采效果评价- 14 -4.3.1 瓦斯抽采达标基本条件- 14 -4.3.2 瓦斯抽采系统- 14 -4.3.3 预抽评价单元的确定- 15 -4.3.4 预抽瓦斯量统计- 16 -4.3.5 打钻期间风排瓦斯量统计- 17 -4.3.6 瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算- 17 -4.3.7 可解吸瓦斯量计算- 19 -5 区域措施效果检验- 20 -5.1 区域效果检验方法- 20 -5.2 预抽钻孔填图分析- 21 -5.3 直接测定煤层残余瓦斯压力- 21 -5.3.1 测压钻孔设计- 21 -5.3.2瓦斯压力测定方法- 22 -5.3.3瓦斯压力测定结果- 24 -5.4测定煤层残余瓦斯含量- 24 -5.5区域措施效果检验结果- 26 -6 结论及建议- 27 -6.1 结论- 27 -6.2 建议- 27 -7附件- 28 -附件0：委托书；附件1：842-1（21）机巷区域预抽钻孔施工参数；附件2：842-1（11）机巷区域预抽瓦斯量台账；附件3：842-1（21）机巷区域效检钻孔瓦斯含量测定报告单、测压台账及压力测定曲线图；附件4：842-1（21）机巷区域效果检验钻竣工图；附件5：842-1（21）机巷区域预抽钻孔竣工图；附件6： 842-1（21）机巷预想剖面图；附件7： 84采区瓦斯地质图。- 47 -1 矿井概况1.1 基本情况芦岭煤矿位于宿州市东南20公里，北距淮北市82公里，西与朱仙庄煤矿相邻。矿井西南临近津浦铁路，西有合徐高速，北有宿泗省道、南有宿蚌101省道穿过，交通便捷。井田西以补13线和6-7线为界与朱仙庄煤矿相邻，浅部以10煤层露头为界，深部以8煤层-800m等高线为界，走向长约8.2km，倾斜宽3.6km，面积29.5km2。矿井开拓方式为立井集中运输大巷分区石门。共分为三个开采水平，一水平-400m，二水平-590m，三水平-900m；现有5个生产采区：81、82、88、104及810采区；1个开拓采区：102采区；2个准备采区：101采区和84采区。采区之间以断层、褶曲等地质构造为采区边界。现有5个回采工作面：926炮采工作面、829-1综采工作面、982西工作面、917综放工作面、及9105综采工作面。矿井现有9支煤巷掘进队，14支岩巷掘进队（包括工程处4支队伍），7支修护队，1支防突揭煤队。巷道布置方式采用水平运输大巷分区石门，采区中部集中上山，区段集中运输平巷，溜煤斜巷至工作面上下顺槽。采区开拓前进式，工作面回采后退式，8、9煤层实行跨上山无煤柱回采。采煤方法为走向长壁全陷落和厚煤层低位放顶煤开采方法。矿井共有七个井筒，其中，中央风井、西风井、东风井三座为回风井，副井、新副井、主井和西部井四座为进风井。矿井通风方法为抽出式，通风方式为混合式。全矿井总进风27550m3/min,总排风量为29880m3/min。1. 2地质概况1.2.1 煤层赋存本井田属华北型石炭二迭纪煤系地层，井田内发育可采及局部可采煤层8层，自上而下编号为3、4、5、6、7、8、9、10煤层，其中3、4、5、6为极不稳定薄煤层，7煤层为局部可采煤层，8、9、10煤层为矿井主采煤层。7煤层厚度03.23m，平均厚度1.06m；上距8煤层间距平均为20m。可采性指数(Km)分别为0.60、煤层变异系数()分别为62.13%。为局部可采的极不稳定煤层。8煤层为特厚煤层，煤层厚度为1.4417.75m，平均厚为9.16m；9煤层厚度09.82m，平均厚度3.56m；8煤层与9煤层为分叉合并关系，平均间距为3.5m。8煤为全区可采的稳定煤层，9煤层可采性指数(Km)分别为0.92，煤层变异系数()分别为56.99%。10煤层厚度04.97m，平均煤厚为2.06m，距9煤间接平均为67m。可采性指数(Km)为0.89，煤层变异系数()为44.62%，为大部可采的较稳定煤层。1.2.2 地质构造区域构造方面，芦岭矿井所属的宿县矿区属于徐宿弧形构造（王桂梁，1998）的组成部分。徐宿弧形构造也就是徐淮前陆褶皱冲断带，展布于徐州一淮北一宿州一带，东以郯庐断裂为界，向西波及豫东一带，北与东西展布的敬安一四户凹陷相邻，南达太和断裂与蚌埠隆起相邻，整体呈向西突出的弧形构造。宿县矿区的褶皱多为开阔、短轴褶皱，与宿北断裂以北的闸河等矿区的紧闭线状褶皱存在明显不同。根据区域地质构造的形成机制，弧形构造的凹侧遭受挤压而成为应力集中带，该带内有利于瓦斯的聚集和保存，而且弧顶部位应力集中程度最强，随着向弧心及两侧展布影响逐渐减弱。芦岭井田基本上位于徐宿弧形构造的侧弧顶位置，且井田内发育压扭性断层，属应力集中区。（见图11）。矿井地质构造方面，井田内地质构造复杂，尤以断裂构造最为发育。井田内现有落差10m以上断层累计69条，其中断层落差大于100m的断层9条，落差50100m的断层8条，落差2050m的断层22条。根据井田构造发育的复杂程度，将井田划为三个部分：（1） 井田西部（6-7线F7）：是宿东向斜最宽缓的部分，倾角520，浅部沿倾斜发育有松林王背斜，王格庄向斜二个次级褶曲，呈短轴状，沿走向上有舒缓的波状起伏。西部中小型断层发育，以六、八采区断裂构造最为复杂，对设计和生产极为不利。（2）井田中部（F711-12线）：地质构造相对比较简单，中型断层不发育，落差10m以下断层较为发育，主要发育在10煤层中。其中四采区-600m水平以上倾角宽缓，煤岩层沿走向有平缓的起伏。（3）东部拐头区（11-12线F32）：为宿东向斜的仰起端，呈弧形向南突出，地层走向为N50WEWN10E，因发育有小史家背斜和宿东向斜，并有层间断层3条，断层密集，切割关系复杂，使得地层倾角变化大，一般在4075，局部出现地层倒转，东部地质构造最为复杂。1.2.3 水文地质条件 矿井为新地层覆盖的隐伏矿床。新地层由砂、砂砾、裂隙硬泥灰岩等构成的含水层和粘土、砂质粘土、软泥灰岩等构成的隔水层组成。煤系地层含水层以裂隙、孔隙含水为特征，含水性不均，变化较大。井田大多数的大中型断层含水性及导水性较弱，但存在导水及诱发(采动影响)断层导水的可能性。矿井水文地质条件综合评定为复杂型。图1-1 矿井区域构造图1.2.4 火成岩侵入本井田在三采区中部76-1钻孔，岩浆侵入5煤层中上部；八采区东翼一阶段8材料眼(靠近F14断层)、八采区西翼一阶段7#煤眼及881-1工作面收作线、884-1西段工作面等四处发现火成岩侵入。从已揭露点资料看，岩浆侵入时代可能出现在燕山运动期的第二幕，均与构造有密切关系，761孔西侧有一构造带，自三采区上部延伸下来，该构造带落差虽不大，但破碎带较宽；八采区所见火成岩及天然焦均出现在F14断层两侧，84采区尚未发现陷落柱及岩浆侵入的痕迹。1.3 矿井瓦斯概况芦岭煤矿为煤与瓦斯突出矿井，主采煤层8、9、10煤均为突出煤层。各煤层瓦斯含量和瓦斯压力随着埋藏深度的增加而增大，二水平主采煤层瓦斯含量已达到1719m3/t以上。三水平-900m标高实测9煤层瓦斯压力5.0Mpa。2012年矿井瓦斯等级鉴定结果，瓦斯绝对涌出量为106.98 m3/min，相对涌出量为26.16 m3/t；二氧化碳绝对涌出量为26.64m3/min，相对涌出量为6.51m3/t，矿井瓦斯等级为突出矿井。1.3.1 矿井瓦斯地质规律多年来矿井开展煤层瓦斯赋存规律研究，取得了一定成果，主要有：（1）徐宿弧形构造、宿北断裂、宿东向斜的形成过程和存在是影响芦岭井田8煤和10煤瓦斯赋存和运动的全局主导因素。芦岭井田基本上位于徐宿弧形构造的侧弧顶位置，且井田内发育压扭性断层，属应力集中区。（2）芦岭矿关键地质体在区域上主要为宿东向斜、F7、FD3断层；层域上为煤层埋深或标高；局部上为单一正逆断层、层滑构造、叠瓦状逆断层组合、阶梯状断层组合、叠瓦状逆断层组合、逆冲断层组合、地堑断层组合、其它NW、SN和EW交叉断层等。（3）区域上同一煤层而言，矿井压扭性逆断层及断层组合控制的煤体结构及瓦斯的赋存情况，断层附近煤体破坏严重，煤层及其变化（8、9煤层合并和8煤局部变薄）较大，是控制整个井田区域特别是中部一、二、四采区瓦斯赋存、涌出、突出的主导因素。1.3.2 煤与瓦斯突出情况自建矿以来共发生煤与瓦斯突出事故26起。突出规律主要为以下几个方面：1）突出多发生在地质构造带、煤厚变化区域，其中7次为构造附近发生，3次为煤层厚度发生变化时发生。突出点的位置与地质构造有着密切的关系，在构造附近，煤层厚度及结构皆发生变化，煤体孔隙小，透气性差，易于瓦斯积存。因此地质构造是引起煤与瓦斯突出的主要因素。2）8煤层突出危险性强，8、9煤层厚度较大、煤层松软、煤体瓦斯含量高、瓦斯压力大，突出煤层的分选性明显，多呈粉末状，并有一定的温度。3）突出多发生在石门揭煤作业中。26次突出中石门揭煤为20次，煤巷4次，采煤工作面1次，打钻突出1次。1.4煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性矿井主采煤层均具有煤尘爆炸危险性，各主要煤层均具有自然发火倾向性，煤层自然发火期为25个月。1.5 评估区域概况842-1工作面南为826西延工作面（已回采结束），926工作面（正在回采），东以F8断层为界，西至F27断层，北为844-1工作面（正在进行瓦斯治理）。842-1（21）机巷位于842区段东侧，842-2#溜煤眼揭煤到顶，向西施工842-1（21）机巷，与842-1（1切）机巷贯通。其中842-1（21）机巷设计施工长度为305.2米，设计施工方位为24836，采用 U29可缩性支架支护，底宽4500mm、净高3100mm。该评估区域于2011年6月开始在842集中巷施工底板穿层钻孔，于2012年3月施工结束，施工结束后由于受巷道布置条件限制，工作面设计变更，导致842机巷条带部分区域钻孔控制范围不足，因此在II844抽放巷对机巷下部进行补充钻孔施工，补钻期间没有发生喷孔、夹钻等异常现象，补钻工作于2013年2月结束，目前该区域内的钻孔工程已全部施工结束。芦岭煤矿842-1（21）机巷条带煤层瓦斯区域治理效果评价报告2 编制依据本次区域措施效果检验及突出危险性评估依据以下法律、法规、文件及相关资料：1）中华人民共和国安全生产法；2）防治煤与瓦斯突出规定；3)煤矿安全规程；4）国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知（国发201023号）；5）安徽省人民政府办公厅关于印发安徽省煤矿瓦斯综合治理与利用办法的通知（皖政办201162号）；6）煤炭工业矿井设计规范；7）煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）；8）煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）；9）煤层瓦斯含量井下直接测定方法（GB20250-2009）；10）煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ1047-2007）；11）预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法（MT/T1037-2007）；12)煤矿瓦斯抽采达标暂行规定13）芦岭煤矿提供的其他瓦斯资料；14）编制报告委托书。3 评估区域突出危险性评价3.1 84采区瓦斯地质分析84采区位于井田西部，东临二采区，以F8断层为界；西临I6采区和6采区，以F27和F7-1断层为界；南为2采区西延，以826工作面机巷为界；北以-590的煤层底板等高线为界。84采区回采煤层标高为-490m-590m,采区内煤层均采用走向长壁全部垮落采煤法，目前，采区一区段8煤顶分层工作面正在准备，二区段正在进行瓦斯治理工程，三区段正在进行区段岩巷准备。该采区地质构造较简单，煤层倾角510，平均7。构造以断裂为主，褶曲不发育，仅断层附近因牵引而出现一定的波状不明显的褶曲轴面，区内无岩浆岩侵入。根据钻探和物探及实见点资料该采区已探明断层六条，在采区边界有三条，影响采区内部的有三条，多为逆断层，特点是斜切，延伸长，影响范围广，对采区工作面回采影响较大。3.2 842-1工作面瓦斯地质分析3.2.1 煤层赋存842-1工作面煤层结构较为简单，8煤层厚6.410m, 平均厚度8.63m，煤层倾角58，平均为7煤层顶底板多为泥岩-砂岩。根据826-1西延工作面、826-2西延工作面、926炮采工作面三巷剖面及工作面实际揭露的资料分析，该面8煤层发育较稳定，煤层由东至西呈逐渐变薄的变化趋势。根据842集中巷916钻场钻孔资料分析，该机巷煤层赋存较为稳定，局部煤层厚度有所变化， 8煤层平均厚度9.5m左右，平均煤层倾角6。3.2.2 地质构造根据826-1西延工作面、826-2西延工作面、926炮采工作面掘进和回采情况以及844岩巷地质探查钻孔分析，该面地质构造较简单，842-1（21）机巷施工区域内有1条断层844F1，落差57米，掘进期间需加强地质探查工作，以准确探明前方煤层赋存及地质构造情况。3.2.3 煤层瓦斯基本参数842区段准备期间，进行煤层瓦斯基本参数测定工作，累计测试煤层瓦斯压力7处，实测8煤层最大瓦斯压力为2.4MPa（-492m）。效果检验期间利用瓦斯实验室对该区段煤层瓦斯基本参数测定，结果为：8煤破坏类型为IV-V，煤层坚固性系数为0.871.1；煤层瓦斯吸附常数a值为：17.35m3/t，b值为：0.94MPa-1；煤的水分为：1.87%；煤的灰分为11.69%。3.3相邻工作面瓦斯情况842-1工作面上区段为826-1工作面，该工作面回采期间最大绝对瓦斯涌出量为14.77m3/min，平均绝对瓦斯涌出量为12.95m3/min。3.4下保护层开采情况位于84采区下部的10煤采区为104采区，104采区已经回采的块段有：1044、1046及1048。其中842-1工作面处于1046工作面开采保护范围内，但由于1046、1048工作面中断层保护煤柱以及1046工作面提前收作所产生的煤柱，对上部8、9煤块段的保护效果及走向保护范围产生了一定影响，该区域10煤层距8煤层间距平均为50米，依据防治煤与瓦斯突出规定附录D进行计算，卸压角取60计算，走向上沿开切眼、改造切眼和过断层收作线各向外扩30米为工作面未保护区域，可得842-1(2-1)机巷在走向仅有100米区域处于保护层开采保护范围内。该区段东段处于1046工作面收作线以外的区域实测最大瓦斯压力为2.4 MPa。4 区域预抽防突措施设计、实施及抽采效果情况4.1 区域防突措施方案842区段地质构造较为简单、8煤层为极松软、低透气性煤层，突出危险性强，该区域采用开采顶分层，下部放顶煤的开采方法。区域瓦斯治理措施采用底板穿层钻孔网格式预抽整个区段煤层瓦斯，即：煤层底板布置区段集中巷和区段轨道巷两条岩巷，底板巷布置在距9煤层法距2030m位置处，底板巷内每隔35m施工一个底板钻场，钻孔间距为710m，钻孔控制区段内的整个开采块段及机巷外侧15m范围内的煤层，经区域措施效果检验证实抽采达标后（瓦斯压力小于0.74MPa，瓦斯含量小于8m3/t），方可进点施工。底板穿层钻孔预抽消除消除煤层突出危险性，方可进行石门揭煤和煤巷掘进；工作面形成后，在工作面内布置一定数量的顺层钻孔，目的是进一步降低煤层瓦斯含量，减少工作面回采期间瓦斯涌出量。图4-1 842区段底板钻孔布置示意图4.2 预抽钻孔设计及施工情况842-1(21)机巷采取底板穿层钻孔作为区域瓦斯治理措施，该评估区域于2011年6月开始先后在842集中巷、842-2#溜煤眼及844抽放巷施工穿层预抽钻孔，钻孔严格按照防治煤与瓦斯突出规定要求设计施工，评估区域钻孔设计及施工情况如下：钻孔设计情况：1）842-1（21）机巷穿层钻孔2011年6月开始在842集中巷（9#16#钻场）对842-1（21）机巷条带施工穿层预抽钻孔，集中巷内每个钻场布置3072个钻孔不等，设计钻孔总数为372个。在10煤层工作面开采保护范围内，钻孔倾向孔底间距为810米，走向孔底间距为510米；在10煤层工作面开采未保护范围内，钻孔倾向孔底间距为56米，走向孔底间距为510米。钻孔在机巷条带上下加密布置，孔底呈5米5米方格网布置。842集中巷9#16#钻场底板穿层钻孔控制到预计机巷位置上、下帮各20米，钻孔施工结束后均按照要求立即进行封孔合茬抽放。2）844抽放巷补充钻孔由于842-1(21)机巷设计进行修改，比原设计位置下调10米左右，导致842集中巷原设计钻孔对机巷下部控制范围不能满足要求，因此在844抽放巷贯通后，于2012年8月组织人员对该区域进行补充钻孔施工，以消除钻孔控制盲区。该补钻工程共设计7组钻孔 ，每组钻孔1242个钻孔不等，设计钻孔总数为145个，钻孔倾向孔底间距为610米，走向孔底间距为7米。钻孔控制到预计机巷位置下方30米，钻孔施工结束后均按照要求进行封孔合茬抽放。3）溜煤眼预抽钻孔该区域内共有1个溜煤眼，溜煤眼预抽钻孔布置在迎头和巷道两侧钻场内，共设计钻孔99个，钻孔孔底走向间距为5m，倾向轴间距为2.65.0m。钻孔控制石门上部5.6米，下部5.1米，控制石门轮廓线左右两侧各18米，钻孔施工结束后均已按要求封孔合茬抽放。钻孔施工情况：1）842-1（21）机巷穿层钻孔842集中巷（9#16#钻场）底板钻孔开始施工时间为2011年6月，施工结束时间为2012年3月。其中9#钻场30个钻孔，10#钻场30个钻孔，11#钻场42个钻孔，12#钻场56个钻孔，13#钻场64个钻孔，14#钻场74个钻孔，15#钻场48个钻孔，16钻场76个钻孔，累计施工钻孔420个。钻孔施工结束后，对钻孔资料进行了填图分析，对控制范围不符合要求的，及时进行了补充钻孔施工，累计补充钻孔48个，钻孔控制到预计机巷位置下方25米左右。2）844抽放巷补充钻孔844抽放巷（第1组第7组）底板钻孔开始施工时间为2012年8月，施工结束时间为2013年1月。其中第一组42个钻孔，第二组14个钻孔，第三组20个钻孔，第四组14个钻孔，第五组14个钻孔，第六组12个钻孔，第七组35个钻孔，累计施工钻孔151个。钻孔施工结束后，对钻孔资料进行了填图分析，对控制范围不符合要求的，及时进行了补充钻孔施工，累计补充钻孔6个，钻孔控制到预计机巷位置下方35米左右。3）溜煤眼预抽钻孔842-2#溜煤眼预抽钻孔开始施工时间为2011年9月，施工结束时间为2011年10月，累计施工钻孔99个。预抽钻孔施工结束后，及时绘制了钻孔竣工图，通过对竣工图分析得知，钻孔实际控制石门轮廓线右侧25米，左侧为工作面穿层钻孔控制区域，控制石门上帮16米、下帮57米，控制范围符合防治煤与瓦斯突出规定要求。4.3 瓦斯抽采效果评价4.3.1 瓦斯抽采达标基本条件矿井瓦斯抽采系统健全，运行正常；抽采泵站及管网能力符合规定要求；瓦斯抽采计量装置安装齐全、使用管理规范；矿井编制了瓦斯抽采五年规划及年度计划；瓦斯抽采工程均按设计施工；矿井建立了瓦斯抽采工程验收制度，每个钻场钻孔及巷道抽采工程结束后，认真落实验收管理；为规范矿井瓦斯抽采达标评判工作，矿构建了瓦斯抽采自评价方法方法体系，建立完善了矿井瓦斯抽采管理制度；为强化瓦斯基础参数测定工作，矿井建立了防突参数实验室，符合标准要求的抽采效果评判相关测试条件。4.3.2 瓦斯抽采系统芦岭矿目前有两套地面永久瓦斯抽采系统，七处井下移动抽采系统，矿井总抽采能力为1550m3/min，地面永久抽采系统抽采能力为750m3/min，井下移动瓦斯抽采系统抽采能力为800m3/min，矿井现抽采混合流量为400 m3/min左右，抽采能力富余系数为3.8，矿井抽采能力能够满足瓦斯抽采需求。地面高浓瓦斯抽采系统安装 2BE3-420-2BY3型水环式真空泵2台，一台运转，一台备用，额定流量为120m3/min。地面低浓瓦斯抽采系统安装2BEY-72型水环式真空泵2台，一台运转，一台备用，额定流量为630m3/min。地面抽采系统安装两趟529mm瓦斯抽放管路，主要抽采地点井下底板穿层钻孔、回采工作面顺层孔以及地面压裂井钻孔瓦斯。842区段底板穿层钻孔采用地面高浓抽采系统进行抽采，该系统安装2BE3-420-2BY3型水环式真空泵2台，一台运转，一台备用，额定流量为120m3/min，区段内抽采管路直径为10吋。842区段安装有1套V锥自动计量装置，用于计量整个区段的钻孔瓦斯抽采量，842-1(21)机巷区域内的每个钻场均单独设置孔板流量计，每旬检查一次钻场瓦斯抽采情况。4.3.3 预抽评价单元的确定按照煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163）第二十六条“将钻孔间距基本相同和预抽时间基本一致（预抽时间差异系数小于30%）的区域划为一个评价单元”要求，对评价单元进行划分。1）钻孔竣工情况分析通过填图分析可以看出：842-1（21）机巷区域预抽钻孔分布均匀，孔底间距基本相同，842-1（21）机巷条带区域地质构造较为简单，区内有一处844F1断层存在，落差57米，该断层落差较小，煤层未完全断开，故以1046工作面收作线为界，将842-1（21）机巷条带划分为两个评价单元，即工作面下部10煤层已回采区域和工作面下部10煤层未回采区域。2）预抽时间差异系数预抽时间差异系数为预抽时间最长的钻孔抽采天数减去预抽时间最短的钻孔抽采天数的差值与预抽时间最长的钻孔抽采天数之比。预抽时间差异系数按公式（1）计算： （1）式中：预抽时间差异系数，%；预抽时间最长的钻孔抽采天数，d；预抽时间最短的钻孔抽采天数，d。842集中巷9#钻场至16#钻场，预抽时间最长的钻场抽采653天，最短的钻场抽采389天，具体见表4-1。表4-1 842集中巷各底板钻场抽采时间钻 场抽放时间/天钻 场抽放时间/天9#38913#58410#41814#53711#41715#50212#65316#471通过计算：842集中巷9#钻场11#钻场预抽时间差异性系数为：842集中巷12#钻场16#钻场预抽时间差异性系数为：预抽时间差异系数小于30%的区域可划分为一个评价单元。经计算：842-1（21）机巷条带预抽区域可划分为两个评价单元，即842集中巷9#11#钻场底板钻孔控制区域（走向110米），预抽时间差异系数为6.94%，划为评价单元一；842集中巷12#16#钻场底板钻孔控制区域（走向200米），预抽时间差异系数为27.87%，划为评价单元二。4.3.4 预抽瓦斯量统计穿层钻孔施工结束一般在当班即合茬封孔进行抽采；采用注浆封孔方法，穿层钻孔封孔深度不小于16m；底板穿层钻孔采用地面永久抽采系统进行抽放，其中井下抽采主管路直径为590mm、区段抽采支管路直径为250mm。为确保芦岭矿抽采瓦斯用于民用燃气，孔口抽采负压一般在1013kPa，抽采浓度维持在50%以上。842区段安装有1套V锥自动计量装置，配备一套孔板流量计，同时842-1(21)机巷控制区域内的每个钻场均单独设置孔板流量计进行单独计量，每个钻场每旬检查一次抽采情况，每周调校一次自动计量装置。844抽放巷安装有1套V锥自动计量装置，同时配备一套孔板流量计，利用孔板流量计，每周对自动计量装置进行调校。由于842集中巷916#钻场没有实现完全独立的自动连续计量，因此该区域内的抽采量采用单个钻场人工计量的累计量；844抽放巷第1组第7组补钻控制区域内的抽采量以人工计量统计值和自动计量统计值中的最小值为准。经统计分析：截止到2013年2月，842-1（21）机巷评价区域内的底板穿层钻孔累计瓦斯抽采量为2907468.2 m3，其中评价单元一预抽瓦斯量为938611.9m3，评价单元二预抽瓦斯量为1968856.3 m3（含844抽放巷第1组第7组补钻控制区域内的瓦斯抽采量）。4.3.5 打钻期间风排瓦斯量统计本次评价对于打钻期间的风排瓦斯量忽略不计。4.3.6 瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量按公式（2）计算： （2）式中：煤的残余瓦斯含量，m3/t；煤的原始瓦斯含量，m3/t；评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m3；评价单元参与计算煤炭储量，t。评价单元参与计算煤炭储量按公式（3）计算： （3）式中：评价单元煤层平均走向长度，m；评价单元一为110m，评价单元二为200m。评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m；评价单元一为65m，评价单元二为80m。、分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m。无巷道为0；、分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。无巷道为0；抽采钻孔的有效影响半径，m；7m评价单元平均煤层厚度，m；8煤厚度按9.5m，9煤厚度按2.5m计算。评价单元煤的密度，t/m3。取1.4。评价单元一计算煤炭储量时，参照公式（3），煤炭储量G=（110+27）（65+5）121.4=145824t，评价单元一抽采瓦斯量为938611.9m3，8、9煤瓦斯含量取11.73 m3/t计算，得Wc=（14582411.73-938611.9）/145824=5.29m3/t。评价单元二计算煤炭储量时，参照公式（3），煤炭储量G=（200+27）（80+5）121.4=305592t，评价单元二抽采瓦斯量为1968856.3m3，8、9煤瓦斯含量取11.73 m3/t计算，得Wc=（30559211.73-1968856.3）/305592=5.28m3/t。表4-2 842-1（21）机巷区域各评价单元残余瓦斯含量计算表评价单元走向（m）倾向（m）煤层厚度（m）密度（t/m3）原始瓦斯含量（m3/t）抽采瓦斯总量（万m3）抽采半径（m）煤炭储量（t）残余瓦斯含量（m3/t）一11065121.411.7393.8671458245.29二20080121.411.73196.8873055925.28经计算，评价单元一残余瓦斯含量为5.29 m3/t，评价单元二残余瓦斯含量为5.28m3/t。4.3.7 可解吸瓦斯量计算煤层可解吸瓦斯量按公式(4)计算: （4）式中：煤的可解吸瓦斯量，m3/t；抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m3/t； 煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式（5）计算。 （5）式中： a为煤的极限瓦斯吸附量，17.35m3/t； b为吸附常数，0.94MPa-1； Mad为煤的水分，1.87%； Ad为煤的灰分，11.69%； 为煤的孔隙率，0.0461m3/m3； 为煤的容重（假比重），1.4t/m3。通过计算，可得出标准大气压力下的残存瓦斯含量0.85 m3/t，评价单元一可解吸瓦斯量为4.443/t；评价单元二可解吸瓦斯量为4.43m3/t。通过计算，评价单元一、二经过抽采后，残余瓦斯含量均降低至8 m3/t以下，可解吸瓦斯量均降低至5m3/t，符合瓦斯抽采达标暂行规定要求，可进行现场实测预抽瓦斯效果指标。5 区域措施效果检验5.1 区域效果检验方法根据防治煤与瓦斯突出规定第五十二条“采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验（应符合本规定第四十二条要求的程序）证实有效的指标和方法进行措施效果检验。其中，在采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值，其他方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施可采用直接测定值或根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值。” 根据防治煤与瓦斯突出规定第五十三条：“对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察（应符合本规定第四十二条要求的程序）确定的临界值进行评判。在确定前可以按照如下指标进行评判：可采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。”第五十四条：“对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。”按照上述要求，采用直接测定煤层残余瓦斯压力和煤层残余瓦斯含量两种方法相互验证的方式进行区域效果检验，并选择煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa、残余瓦斯含量小于8m3/t作为突出指标临界值。5.2 预抽钻孔填图分析通过对842-1（21）机巷条带区域预抽钻孔填图分析，可以得到如下结论：1）预抽钻孔严格按设计要求施工到位，钻孔分布均匀，控制范围符合设计要求，无抽采盲区。2）钻孔控制范围内有一处844F1断层存在，落差57米，局部煤层厚度有所变化。综上所述，该区域无抽采盲区，可以进行区域措施效果检验。5.3 直接测定煤层残余瓦斯压力5.3.1 测压钻孔设计根据防治煤与瓦斯突出规定第五十五条“对穿层钻孔煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔3050m至少布置1个检验测试点。”“各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。”根据842-1（21）机巷设计参数及上述要求，在842-1（21）机巷效检区域内每隔50m均匀布置1个测点，该区段共设计8个测试点。详见区域效果检验钻孔布置图5-1及区域效果检验钻孔设计参数表5-1。图5-1 效果检验钻孔布置图表5-1 842-1(21)机巷区域效检钻孔瓦斯压力测定实际参数表 孔号钻头直径（mm)方位（o）倾角（o）岩石（m）煤 （m）岩石（m）煤（m）顶板（m）孔深累计（m）1#94左55493063111.551.52#94左9057304.54.5100.549.53#94右1852364.54.591.555.54#94左44583734121575#94右324642.54.56101646#94右90463034103507#94右615925.533121.5458#94右3215514.55181.5805.3.2瓦斯压力测定方法（1）测压方法：本次残余瓦斯压力测试采用主动测压法。严格按照煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ1047-2007）制定包括施工、封孔、上表及观测的安全技术措施。（2）封孔方式：采用泥浆泵注浆封孔方式，封孔材料为安徽金鼎煤炭有限责任公司生产的JD-WFK-2型速凝膨胀封孔剂，孔口采用马丽散N型材料进行封堵（见图5-2）。图5-2 穿层测压钻孔封孔示意图1-煤层，2-水泥浆，3-注浆管，4-闸阀，5-测压管，6-马丽散，7-压力表，8-注浆泵AQ/1407-2007煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法中7.2.3条规定：采用注浆封孔的最小深度应按照以下公式确定 L封L1+Dctg q式中：L封钻孔封孔深度，m；L 1钻孔所需最小封孔深度（有效封孔段长度），m，L1应保证穿层测压钻孔的见煤点、顺煤层测压钻孔的测压气室位于巷道的卸压圈之外，且L1不小于12.0 m；穿层测压钻孔的L1不应进入被测煤层，顺煤层测压钻孔封孔后应保证其测压气室长度为不小于l.5m。D 钻孔的直径，0.094m；q 钻孔的倾角，1558。本次测定残余瓦斯压力测定地点距离煤层法距均在2030m，根据计算本次封孔深度不小于20m，结合钻孔施工深度及测压需求，本次封孔深度均封至9煤层底板。5.3.3瓦斯压力测定结果瓦斯压力测定严格按照煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ1047-2007）要求设计并实施，所有钻孔施工期间均未出现喷孔、夹钻、顶钻现象。所有钻孔在封孔24小时内装上压力表，采用主动测压法，并严格按照要求进行了瓦斯压力观测。经实测，842-1（21）机巷区域效检最大残余瓦斯压力为0.25 Mpa，其中评价单元一最大残余瓦斯压力值为0.20 MPa ，评价单元二最大残余瓦斯压力值为0.25MPa，均小于防治煤与瓦斯突出规定中规定的临界值。表5-2 842-1（21）机巷区域效果检验瓦斯压力成果表序号测定地点煤层标高测定时间封孔长度标高瓦斯压力/m/m/m/Mpa1#844抽放巷停中点向西21米-485.92013.3.630-510.90.102#844抽放巷停中点向西64米-484.42013.3.330-509.40.103#844抽放巷停中点向西64米-485.22013.3.436-510.20.154#844抽放巷光3点向东106米-483.52013.2.2737-508.50.255#844抽放巷光3点向东105米-481.32013.2.2742.5-506.30.206#844抽放巷光3点向东105米-482.82013.2.2630-507.80.147#844抽放巷光3点向东35.5米-482.92013.3.125.5-507.90.108#II842集中巷J6点向北36m-478.92012.7.1751-503.90.155.4测定煤层残余瓦斯含量1）直接测定煤层残余瓦斯含量本次区域效果检验的瓦斯压力测试钻孔均进行取样，利用DGC瓦斯含量测定仪直接测定了该区域的煤层残余瓦斯含量。测定过程中严格按照DGC瓦斯含量测定仪的操作要求及程序进行，经实验室测定，该效检区域最大残余瓦斯含量为5.82m3/t。表5-3 842-1（21）机巷区域效果检验瓦斯含量测试成果表序号测定地点煤层标高测定时间瓦斯含量可解吸瓦斯量/m/ m3/t/ m3/t1#844抽放巷停中点向西21米-485.92013.3.63.913.062#844抽放巷停中点向西64米-484.42013.3.35.664.813#844抽放巷停中点向西64米-485.22013.3.43.792.944#844抽放巷光3点向东106米-483.52013.2.275.824.975#844抽放巷光3点向东105米-481.32013.2.273.822.976#844抽放巷光3点向东105米-482.82013.2.263.562.717#844抽放巷光3点向东35.5米-482.92013.3.14.904.058#II842集中巷J6点向北36m-478.92012.7.172.231.382）通过残余瓦斯压力计算残余瓦斯含量利用下式通过残余瓦斯压力进行计算残余瓦斯含量。 式中：W为煤层瓦斯含量，m3/t； P为煤层绝对瓦斯压力，MPa； a为煤的极限瓦斯吸附量， 17.35m3/t； b为吸附常数，0.94MPa-1； Mad为煤的水分，1.87%； Ad为煤的灰分，11.69%； 为煤的孔隙率，0.0461m3/m3； 为煤的容重（假比重），1.4t/m3。通过计算，该区域的煤层最大残余瓦斯含量为2.47m3/t。表5-4 842-1（21）机巷区域效果检验瓦斯含量计算成果表测点编号实测瓦斯压力（Mpa）计算瓦斯含量（m3/t）1#0.101.572#0.101.573#0.151.90