11702(W)运输巷掘进条带消突报告(定稿)

1、盘县黄彳f煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告盘县黄什煤矿11702 (w运输巷掘进煤层消突评价报告编制单位：黄什煤矿技术室编制人：编制日期：2014年8月28日黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告刖h 1.1矿井概况3.2区域措施评价范围 173区域防突措施1.84区域防突措施效果检验.325区域验证326突出危险评价结论32附图：11702 (w运输巷顺层钻孔抽放 m17煤层瓦斯抽放钻孔设计图；11702 (w 运输巷底顺层钻孔抽放 m17煤层瓦斯抽放钻孔成果图; 附表：矿井瓦斯压力测试记录。1黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价

2、报告刖 百根据矿井开拓方式、工业场地布置、井田内地质构造、开采机械化水平及煤 层赋存情况，黄什煤矿沿倾向划分为一个平(+i750m，两个采区联合开拓全井田 煤炭资源，现布置为一采区一区段，区段标高为 +1770 +1800m 11702 (vv运输 巷布置在m17煤层、煤层为中厚煤层，煤层倾角约 20。左右，属倾斜煤层。顶板 岩性均为泥质粉砂质岩，较坚硬，不易垮落，见煤巷支护状况；底板为泥质粉砂 岩，有澎胀、底鼓现象，水文地质复杂条件为中等，按煤与瓦斯突出矿井设计， 无冲击地压现象。采煤方法为走向长壁后退式采煤法。根据采掘接替关系，现着 手布置11702 (w回采工作面，m17煤层煤厚0.80

3、4.00m,平均厚2.10米，煤层 层位和厚度较稳定，结构单一，一般 0-1层夹什，为泥岩。全区较稳定。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 2010年8月出具的突出 危险鉴定报告，该矿c3煤层和c17煤层在+1900+1750m范围内为无突出危险性 煤层，但本矿按煤与瓦斯突出危险性矿井进行设计和管理。根据我矿矿井区域、局部综合防突措施实施及防突效果检验效果分析，盘县 黄什煤矿11702 (w运输巷掘进工作面区域防突措施采取开采保护层与顺层钻孔 预抽掘进条带瓦斯的区域防突措施，经区域防突措施校检11702(w运输巷0180m 掘进条带煤层已经消出突出危险性。本次评价的范为11702

4、(vv运输巷掘进工作面开口点 0米至前方180米掘进 条带煤层。本次评价的依据是：1、煤矿安全规程国家煤矿安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2013 年；2、防治煤与瓦斯突出规定2009年；3、煤矿瓦斯抽采基本指标(aq1026-2006);4、煤矿瓦斯抽放规范(aq1027-200。；5、保护层开采技术规范(aq1050-2008 ；6、煤矿瓦斯抽采暂行规定安监总煤装20011163号；7、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法(aq/t1047-2007);8、煤层瓦斯含量井下直接测定方法(aq1066-2008);9、预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法(mt/t1

5、037-2007);10、矿井瓦斯涌出量预测方法(aq1018-2006);11、煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范(aq1020-2006);12、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(aq1029-2006);13、煤矿井工开采通风技术条件(aq1028-2006);14、黄什煤矿2013年瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告的批复；15、贵州省盘县煤矿资源储量核实报告；16、黄什煤矿开采设计方案；17、黄什煤矿安全设施设计；18、中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 2010年8月出具的突出 危险鉴定报告；19、黄什煤矿矿井瓦斯地质图；20、11702 (w运输巷掘进工作面作业规程；2

6、1、11702 (w运输巷防治煤与瓦斯突出专项设计。#黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告71.1矿井地理位置及矿区范围1矿井概况黄什煤矿列入盘县单独保留的新建矿井，生产规模15万t/年。黄什矿位于盘县南部珠东乡境内，直距盘县城关镇2 1公里、珠东乡6公里。地理坐标为：东经10446 03 一104 47 1825 37 32 25 38 l4 。境界：黄什煤矿井田东西长约2.12公里，南北宽约0.420.95公里，面积约1.6594平方公里。采矿许可证(证号:52000000410266),其矿区范围拐点坐标如下:x=2835360y=35476648 ;x=2835400y=354

7、77l70 ;x=2835790y=35478400 ;x=2836352y=35478760 ;x=2836665y=35477823 ;x=2836l00y=35476886 ;g x=2835715.y=35476512 。开采深度：1900-1600mi交通：盘县城关镇至珠东乡有公路相通，珠东乡至十里坪公路从煤矿内经过。南昆铁路从本煤矿外围西部经过，交通较为方便，见交通位置图。交通位置图（1 : 70万）1.2、地质条件1、井田内为单斜构造，地层倾角17。设计可采煤层4层（自上而下为3#、5#、12#、17#）,为缓倾斜中厚煤层（具 中5#、12#为薄煤层）。2、安全条件瓦斯：无煤与瓦

8、斯突出鉴定资料，按煤与瓦斯突出矿井设计。煤尘：各煤层均有煤尘爆炸危险性。自燃性：17#煤层自燃发火倾向性为一类（容易自燃），按容易自燃设计。水文：根据地质报告，区内为水文地质条件属中等类型。顶底板：区内煤层顶板多为砂岩、粉砂岩或泥质粉砂岩，一般较稳固；底板 则多为砂质泥岩。3、开采条件煤层单斜构造，煤层赋存较稳定，矿井储量较丰富，工程及水文地质条件不 复杂，矿区交通便利，有良好的开采条件。1.3井田概况一、交通位置及交通状况黄什煤矿位于盘县南部珠东乡境内，煤矿直距盘县城关镇21公里、珠东乡6公里，交通较方便。二、自然地理1、地形地貌黄什煤矿为构造一剥蚀山地地貌，呈低中山地形。地面多被第四系坡积

9、物覆盖，地形起伏不大。煤矿内发育一走向 nee向的脊状山，总体地势中部高，四周 低。煤矿四周为煤系地层剥蚀后形成低洼地形，中部为飞仙关组地层形成的中山 地貌，地势较高。最高点位于煤矿中部山脊的一个山头上，标高1973.6米左右，最低点位于煤矿北西部边界的小沟中，标高 1720米左右，相对高差253.6米。2、气候煤矿内气候温和湿润，冬无严寒，更无酷暑，雨量充沛，属亚热带高原性季 风气候区。据盘县气象站资料年平均降水量1382.9毫米，年平均相对湿度为78%。3、地表水煤矿内无河流，但小冲沟发育，沟水流量变化幅度较大，雨季沟水暴涨，枯 季流量较小，或者干涸，水量主要受大气降水的控制。4、地震根据

10、贵州省城乡建设环境保护厅”黔城设通发 1992230号”文关于公布贵 州省地震烈度新区规划的通知，煤矿所在地地震烈度为6度区。三、矿区小煤窑开采情况(一)邻近矿井情况 矿区附近无其他矿井。（二）老窑情况矿区内有煤层露头出露，以前的老窑分布较多，矿区各煤层露头线附近的大部份老窑均 为斜井，可能有一定积水，对各煤层开采均有一定影响。另外，还有一些未调查清楚的掩埋 老胴，对煤层的开采也有一定的威胁，在开采中要引起重视。1.4、井田地质构造及煤层特征（一）地层煤矿内及其邻近区出露地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组至三叠系下统飞仙 关组及第四系地层，现从老到新分述如下：1、二叠系上统（p2）峨眉山玄武岩组（

11、p2p）出露于煤矿四周外围。厚度211334米，平均230米。根据岩性特征分为三 段。从下而上：第一段（p2 01）灰绿色拉斑玄武岩及玄武岩，致密块状，坚硬，具大量紫红色 铁质浑圈，具小气孔构造。厚度 4262米，平均45米。第二段（p2 0 2）浅灰色、绿灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、泥岩、凝灰岩，产植物 化石。含煤13层，均不可采。厚度2838米，平均35米。第三段（p2 03）深灰色、紫色、暗绿色火山角砾岩，偶夹率武岩。顶部20米左右为含砾凝灰岩。厚度106185米，平均150米。龙潭组（p21）煤矿内含煤地层，厚度221283米，平均252米。岩性以粉砂岩、细砂岩、 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、

12、泥岩及煤层为主，夹泥质灰岩及菱铁矿薄层。其中， 砂岩成分以岩屑为主。含腕足类、瓣鲤类、腹足类、头足类等动物化石及大羽羊 齿、栉羊齿、瓣轮叶等植物化石。参照邻近区以往地质资料，根据岩性分下、中、 上三段，现从下到上分述如下：下段（p211）龙潭组底界（铝土岩底界）24号煤层顶界。厚度2155米，平均 36米。中段（p2 12）24号煤层顶界12号煤层顶界。厚度102151米，平均120米。上段（p212）12号煤层项界龙潭组顶界。厚度 73119米，平均96米。与上 覆飞仙关组呈整合接触。本煤矿内只出露上段及中段地层。2、三叠系下统(tif)飞仙关组(tif1)出露于煤矿内大部地段。岩性以砂岩为

13、主，夹泥岩。厚度540米左右。下段俗称绿色层，为灰绿色夹紫色的细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及粉砂质泥岩，夹 细小的植物碎片。上段俗称紫色层，为红紫色、暗紫及紫色泥岩，含白色蠕虫状 方解石。夹多层细砂岩，并常夹有绿色砂质条带及白色灰岩条带，具板状交错层 理。含瓣鲤类动物化石。3、第四系(q)为残积、坡积物，由砂土、粘土及碎石组成，分布于缓坡、平台及地形低洼 地带。厚度 o 15米，与下伏地层呈不整合接触。(二)构造黄什煤矿大地构造位置处于六盘水断陷、普安旋扭构造变形区黔西南涡轮构 造带上的盘南背斜，属盘南背斜南东翼西段，靠近盘南背斜轴部。由于受盘南背 斜及附近发育的大断层影响，地产状变化较大，总体

14、呈一向斜，向斜轴向呈se向。 地层走向see-nee向斜北部地层倾向ssw1 sse向斜南部地层倾向 sse倾角 1035 , 一般20左右。煤矿内断层较发育，本次地质勘查发现 4条较大断 层，构造复杂程度中等。两将断层分述如下：f1正断层：位于煤矿北西边界。性质为正断层，走向ne，倾向see,倾角78。左右。为煤矿边界断层，落差大于 1oot。f2正断层：位于煤矿南及南东边界。性质为正断层，走向ene，倾向nnw 倾角70。左右。为煤矿边界断层，落差大于 50米。f3正断层：位于煤矿南东部，性质为走向正断层，走向ne，倾向nw倾角70。左右。向南交于f2断层，向北东向伸出煤矿范围，落差大于

15、30米。f4正断层：位于煤矿西北部，为倾向正断层。走向 sn倾向e,倾角60左 右，落差20米左右。(三)煤层黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告本煤矿内含煤地层为龙潭组，据邻区以往地质资料及本次地质勘查情况，龙潭组地层含煤层2040层，一般28层，煤层总厚度2245米，平均34米。含 可采煤层58层，可采煤层总厚度1336米，平均22米。编号煤层为29、28、 26、24、22、19、17、12、11、1 o 9、7、6、5、3及 1 号共 16 层。其中本煤矿 内17、1 2、5及3号煤层发育良好，全部可采或基本全部可采。12号煤层厚度变 化小，层位稳定，可作对比标志。现将可采煤层

16、分述如下：3号煤层 属中厚煤层，全层厚度0.803.50米，一般1.40米。含夹石0 2层，结构简单，距龙潭组顶界一般 10米左右，对比可靠。5号煤层属薄煤层，厚度0.903.00米，一般为1.20米，含夹石01层， 结构简单，对比可靠。距3号煤层20米左右。12号煤层属薄煤层，厚度0.302.30米，一般为1.20米，局部可采，夹石 o- 2层结构简单，结比可靠，层位稳定，距龙潭组顶界 100米左右，下距17号煤 层35米左右，顶板为泥质粉砂岩，含植物化石，底板为一整套泥质粉砂岩与粉砂 岩互层。17号煤层 属中厚煤层，厚度o.804.00米，一般为2.10米。含夹石 o4 层，结构较简单，对

17、比可靠，为黄什煤矿的主采煤层。煤层特征表序号区 域 组煤层 名称煤层厚度(m)煤层 间距 (m)煤层 夹什 数煤层 结构稳定性煤层 倾角 (度)顶底板岩性顶板底板1龙潭组30.80 - 3.501.402002简单较稳 止10 35细砂岩、粉砂岩粉砂岩或泥-uu250.903.001.2001简单较稳 止10 35泥质粉砂岩、粉 砂岩粉砂质泥岩703120.302.301.2002简单较稳 止10 35泥质粉砂岩、粉 砂岩泥质粉砂岩、 粉砂石304170.804.002.1004简单较稳止10 35泥质粉砂岩、粉 砂岩泥质粉砂岩、 泥岩(四)煤质井田内3、5、12、17号煤层煤类焦煤、瘦煤、贫

18、瘦煤、贫煤均有，具强玻璃光泽。据矿主以往采样送验结果及邻区雨谷井田资料，主要煤质(原煤)指标见表可采煤层主要煤质指标、项目 煤层、mad (%)aad (%)vad (%)st,d (%)qnet,d (mj/kg)视密度煤类30.9121.2117.352.86 .24.811.45jm sm ps p51.1219.8817.651.2225.371.45sm ps pm12o.9622.1218.622.1127.031.50ps pm17o.8918.6616.340.4226.311.40ps pm3 号煤层 黑色，主要为粉粒状，其次为块状，玻璃光泽，煤岩类型为半暗 半亮型，中灰、中

19、高硫、高发热量、高灰熔点，煤类为焦煤、瘦煤、贫瘦煤、贫 煤。5 号煤层 黑色，主要呈块状，玻璃光泽，煤岩类型为半暗半亮型，低中灰、 低中硫、高发热量、高熔灰分，煤类为瘦煤、贫瘦煤、贫煤。12 号煤层 黑色，主要呈块状，玻璃光泽，煤岩类型为半暗半亮型，中灰、 中高硫、高发热量、高熔灰分，煤类为贫瘦煤、贫煤。17 号煤层 黑色，主要呈粉状，玻璃光泽，煤岩类型为半暗半亮型，低中 灰、特低硫、高发热量、高熔灰分，煤类为贫瘦煤、瘦煤。本煤矿内煤层适用于炼焦、动力和民用。五、水文地质条件1、含水性简述本煤矿内龙潭组和飞仙关组下段主要由砂泥岩组成，该地层浅部含风化裂隙 水，有小泉点出露，愈往深部含水性愈微弱

20、，富水性差。井下煤层巷道中，顶板 见有淋水及滴水现象。第四系主要为坡积物、残积物，厚度015米，透水性强,有泉点出露，泉水流量动态变化大，主要受大气降水的控制。2、矿井充水因素分析老窑积水和地表水是矿床充水的主要因素，由于老窑数量较多，深度变化大， 积水位置难以确定，老窑水沿煤层及基岩裂隙进入矿井，越接近老窑积水处，水 量愈大。地表水会沿基岩裂隙进入矿井，裂隙发育地段矿井充水会有所增大，并受大 气降水量的控制，但一般随开采深度的增加，水量会愈来愈小。由于本煤矿正断层构造发育，断层破碎带将会成为地表水与巷道水的导水通 道，地表水会沿断层破碎带以及开采产生的新裂隙渗入矿井，断层附近矿井水增 大，甚

21、至发生透水事故。综上所述，本煤矿属以大气降水及老窑水为主要补给来源的裂隙充水矿床， 水文地质条件中等。预计矿井正常涌水量30m3/h ,最大涌水量75m3/h ,(六)其它开采技术条件1、顶底板条件3号煤层顶板岩性为细砂岩和粉砂岩，坚固、稳定、不易垮落。底板岩性为泥 岩或粉砂岩，无膨胀、底鼓现象。5号煤层顶板岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩，较坚固、较稳定。底板岩性为粉砂 质泥岩，无膨胀、底鼓现象。12号煤层项板岩性为粉砂岩、泥质粉砂岩，较坚固、较稳定。底板岩性为粉 砂质泥岩，无膨胀、底鼓现象。17号煤层 顶板岩性为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，较坚固，不稳定、易垮落。底板岩性泥岩或泥质粉砂岩，无膨胀、底鼓

22、现象。2、瓦斯该矿无瓦斯梯度资料，根据煤矿设计手册第三册，本设计采用采用煤质 资料及瓦斯压力经验公式预测煤层瓦斯含量，然后采用 aq1018-200中标准预测 矿井开采时的瓦斯涌出量。可采煤层煤质特征见表1-3-3。表13 3可采煤层煤质特征表、项目 煤层mad (%)aad(%)vad (%)st,d (%)qnet,d (mj/kg)视密度煤类30.9121.2117.352.86 .24.811.45jm sm ps p51.1219.8817.651.2225.371.45sm ps pm12o.9622.1218.622.1127.031.50pspm170.8918.6616.34

23、0.4226.311.40pspm由于储量核实报告未提供开采煤层瓦斯含量数据，本设计按采矿工程设计手册中给出的经验公式进行计算：对各煤层计算如下:wx =6553 af-wf)i0.098a +b (vr)0.146en(1+0.31wf)100fnp9.8ky11wh =wx wy式中： w x煤的瓦斯吸附量，m/t ；w f、af、v煤的水分、灰分、挥发分，龈据煤质特征表1-3-3选取：w. a、v分别 1.1、6.83、15.85);p瓦斯压力，取0.75mpaen温度系数(其中：e为自然对数底，e=2.71828,0.02t0.993 0.007pt为温度取20 );系数(a = 2.

24、4+0.21v j ;b 系数(b = 1-0.004 v r);w y游离瓦斯量，m3/t ;fn煤的孔隙率，% (按采矿工程设计手册中表8-7-10选取,取 10);y 煤的容重，取1.45t/m 3;ky在瓦斯压力p下的瓦斯压缩系数，根据采矿工程设计手册中表8-7-14选取，取1.07);w h瓦斯储量m/t o经计算本矿煤层瓦斯含量计算结果见表1-3-4 :黄什煤矿11702 (w)运输巷消突评价报告表1-3-4各煤层瓦斯含量计算结果（m3/t）煤层编号351217wx（吸附瓦斯）10.229.949.7010.85wy（游离瓦斯）0.480.480.480.48wh（瓦斯含量）10.

25、7010.4210.1811.33（2）瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量（只计算瓦斯总含量最高的17煤层）夕来二弓+%式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t。q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t oa.其中开采层瓦斯涌出量q1按下式进行计算：回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24 h为一个预测圆班，采用下式计算：=1.2 x 1.05 义 0.84 x 1 x （11.33 0.0007）=11.99 m3/t式中：q1 开采层相对瓦斯涌出量，m/t。k1 围岩瓦斯涌出系数；k1值选取范围为1.11.3;全部陷落法管理顶板， 碳质组分较多

26、的围岩，ki取1.2 ;局部充填法管理顶板ki取1.2 ;全部充填法管理 顶板k取1.1 0&工作面丢煤瓦斯涌出系数，用采面回采率的倒数来计算，煤层为中厚煤 层，回采率取95%即k2=1.05ok采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，参照 aq1018-2006s准附录d选取。（采用长壁后退式回采时，&按式（d.1）计算。k3=(l-2h)/l= (1002x8) /100=0.84式中：l工作面长度，mh掘进巷道预排等值宽度，m,参照aq1018-2006s准表d.1取值，取8。m开采层厚度，m。m工作面采高，m。w煤层原始瓦斯含量，采用表1-3-4数据，为11.33m3/t。w运

27、出矿井后煤的残存瓦斯含量，m/t ,取3m3/t o 0b.邻近层瓦斯涌出量q2q2=e ( 0i -wci) m i /m q i m 3/t ;式中：q2-4b近层相对瓦斯涌出量，m3/t ;mi第i个邻近层煤层厚度，nm-工作面采高，m；“i第i个邻近层瓦斯排放率，%参照aq1018-2006标准图d.1取值 。一第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m/t;3ci 第i个邻近层煤层运到地表时残存瓦斯含量，取 3m/t。12 煤层 q2=( 012 cl) c12) , in 11/m y 113二(10.18-3) x1.2/1.2 x0.2=1.566m/t 。q 采面二q1+q2=11.3

28、3+1.566=12.896 m3/t掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达，采用式(2)计算。q赛=% + /式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min。q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。a.掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算/=d u (j- -1)式中:q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min。d巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，mx对于薄及中厚煤层，d=2rm, mo为开采层厚度；对于厚煤层，d=2h+h h及b分别为巷道的高度及宽度。本矿 d=2m=2x2.1=4.2u巷道平均掘进

29、速度，经计算得 0.004m/min。l巷道长度，800mlq。一一煤壁瓦斯涌出强度，m/(m2?min),参考下式计算。%=0.02可0,0004(仁了 + 0句/修管式中：q0巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3/(m2?min):vr一一煤中挥发分含量，%参照表1-3-3选取，取6.83。w煤层原始瓦斯含量，m/t,参照表1-3-4进行，取11.33。带入公式：q0 =0.0026 x 0.0004 x16.342 +0.16 -11.33=0.000006(rm/min )q3 =4.2 x 0.004 x 0.0000062 乂 (800/0.004) 0.5 1=0.00009 (rm/

30、min )b.掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用下式计算矶=5心/(%-叱a式中：q4一一掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，mvmin :s一一掘进巷道断面积，5.8m2。u 巷道平均掘进速度，经计算得 0.004m/min。y煤的密度，1.48 t/m 3。w煤层原始瓦斯含量，m/t,参照表1-3-3进行，取8.013。w运出矿井后煤的残存瓦斯含量，0.0007m3/t。q4 =5.8 义 0.004 x 1.45 x (11.33 0.0007)=0.38 (m3/min )q 掘=q3+q4=0.00009+0.38=0.38009(m3/min )生产采区、矿井瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量采用下式计

31、算。腕4十144位.n 12=1傲一式中：q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t。k生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.2。q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。a 第i个回采工作面的日产量，400t。q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。a生产采区平均日产量，455t。q 采区=1.2 x (12.896 x400+ 1440x 0.38009x2) /455=13.73 m 3/t矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量采用下式计算。nk( 2q 区 ai)q 井= i=1n(2 ai)i=1式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t。q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t oa 第i

32、个生产采区的平均日产量，t。k 已采采空区瓦斯涌出系数，参照aq1018-2006fe准表d.4,取1.3。q 井=1.3(13.73 x 455)/455 =17.87 m3/t。(3)瓦斯涌出量预测结果本矿井投产时仅布置一个采区。因此矿井相对瓦斯涌出量为17.87m3/t ,绝对瓦斯涌出量5.64m3/min。根据煤矿安全规程相关规定，属高瓦斯矿井。根据预测，变更后的黄什煤矿矿井相对瓦斯涌出量为17.87m3/t ,绝对瓦斯涌出量5.64m3/min。按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。3、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室 2004年5月11日煤尘爆炸性鉴定报告，该 矿3#、5#、12#、1

33、7#煤层煤尘有爆炸性。按煤尘有爆炸性设计和管理。4、煤的自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室 2004年5月11日煤炭自燃倾向性等级鉴定 报告，该矿3#、5#煤层自燃倾向性为二类，均属于自燃煤层；12#煤层自燃倾向性 三类，属于不易自燃煤层；17#煤层自燃倾向为一类，均属于容易自燃煤层。按煤 层自燃倾向为一类设计和管理。5、煤与瓦斯突出未进行煤层瓦斯突出参数测定及煤层突出危险性评价，按有煤与瓦斯突出危 险性进行设计和管理。6、冲击地压本矿区范围内未发生过冲击地压，地压正常。7、地温情况属地温正常型矿井。二、矿井资源量贵州省煤田地质局一七四队提交的贵州省盘县珠东乡黄什煤矿勘查地质报 告：(一)储

34、量计算范围及工业指标参加储量计算的煤层 本次对黄十煤矿内的3、5、12、17号煤层进行储量计 算，作有3、5、12、17号煤层底板等高线及储量计算图。储量计算范围：上界以煤层风氧化带及采空区下界为界，下界以煤层与断层 的断煤交线为界，在村寨及公路下方留有保安煤柱，未进行储量计算。工业指标 计算能利用储量。煤矿内地层倾角小于 25度，根据一般地区炼焦 用煤储量计算，能利用储量煤层的最低可采厚度采用 0.70米，最高可采灰分为 40%。根据以往勘探资料，本煤矿内煤层露头风氧化带下界确定为垂深 15米。7、煤与瓦斯突出危险性根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“黔

35、安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工 作的意见”格木底盆形向斜北东翼井田划为突出危险区。根据中国矿业大学矿山 开采与安全教育部重点实验室 2010年8月出具的突出危险鉴定报告，该矿 c3煤 层和c17煤层在+1900+1750m范围内为无突出危险性煤层，但本矿按煤与瓦斯突 出危险性矿井进行设计和管理。应采取区域综合防突措施与局部防突措施消突后， 煤层瓦斯含量降至8m3/t ,煤层瓦斯压力小于0.74mpa,煤层巷道才能掘进。1.5 11702 (w 运输巷布置概况1、11702 (w 运输巷布置11702 (w运输巷掘进工作面是黄什煤矿一采区 17#煤层中的工作面，

36、上部3# 煤层作为解放本17#煤层已经开采，17#煤层而被保护。11702 (w运输巷掘进工作 开口位置在17#煤层集中回风上山从下往上10米处，标高为为+1778.8m,运输巷 设计长度180.0m,沿煤层走向布置，巷道坡度为3%0,掘进方位246。平均煤层厚 度2.0m,煤层倾角10-35.0 0 ,巷道皆跟底板掘进，采用工字钢支护，断面为梯 形，运输巷高2.0 m,上宽：1.8m、下宽2.8m。2、邻近层开采情况根据我矿实际调查采空 区情况，m3 m5煤层在+1770m标高以上已采空，m17 煤层在+1770m标高的17#集中回风上山11702 (东)回采工作面于今年上半年已 采完。1.

37、6 、11702 (w运输巷掘进工作面通风及瓦斯情况1、掘进工作面通风及瓦斯情况1770运输石门揭开m17煤层后，17#集中回风上山以东的11702回采工作面 已经采完，现在沿17#集中回风上山以西布置11702 (vv回采工作面的运输巷。 11702 (w运输巷掘进布置有专用回风巷与风井连通形成独立通风系统。根据安全设施设计，掘进工作面采用 fbdno卵局部通风机作压入式通风，掘进工作面 配风为8m3/ s ;风机将新鲜风经风筒送到掘进工作面。根据监测监控瓦斯日报表， 回风流瓦斯浓度平均为0.18%。2区域措施评价范围本次评价的范为1170 (w运输巷掘进工作面在17#集中回风上山以西开口

38、点至前方180米掘进条带煤层。评价控制范围：11702 (w运输巷上帮20m,下帮 10m煤层。3区域防突措施一)、煤层情况黄什煤矿可采煤层依次为 m3 m5 m12和m17煤层，最上部煤层为m3煤层， 最下部煤层为m17煤层、m3与m17煤层层间距为45m二)、区域预测经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对煤矿进行煤与瓦斯突出 危险鉴定，该矿c17煤层在+1900+1750m范围内为无突出危险性煤层，但本矿按 煤与瓦斯突出危险性矿井进行设计和管理。三、区域防突措施(一)开采保护层1、该巷上覆c3号煤层于2012年回采结束。11702(w)运输巷掘进区域在上 覆c3号的采空区有效保护范

39、围内。说明11702(w)运输巷掘进区域在保护层的有效 保护范围内掘进，所以该巷已采取开采保护层区域防突措施。掘进期间必须严格 执行区域防突措施效果检验和区域验证工作。2、c3号煤层采空区有效保护范围根据黄什煤矿11702(w)运输巷掘进工作面设计图及相关原始采掘实测图可 知，11702(w)运输巷掘进工作面均布置在已经开采的 c3煤层煤层+1770m标高范围 以内，11702(w)运输巷掘进工作面煤层瓦斯已充分得到上分层采空区有效释放。 所以11702(w)运输巷掘进工作面掘巷得到上煤层有效保护。3、开采保护层后煤层残余瓦斯含量：根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对煤矿c3煤层和

40、c17煤层煤层进行突出危险性鉴定时测定的瓦斯含量，c17煤层在1750水平煤层原始瓦斯含量为12.18 m3/t。11702(w)运输巷掘进工作面在掘进期间向上煤层涌出的瓦 斯量按下式进行计算。q= mi x ki x (x-xic) /m0式中q回采工作面邻近层瓦斯涌出量，m/t ;mi第i个邻近层的煤厚m取m=2.5ngmo开采煤层的开采厚度m取m=1.5m；x 第i个邻近层的瓦斯含量m/t,根据中国矿业大学煤矿对煤层进行突出 危险性鉴定时测定的瓦斯含量，c17煤层在1750水平煤层原始瓦斯含量为12.18 m 3/t。；xc邻近层的残存瓦斯含量，m/t,根据矿井瓦斯涌出量预测方法(aq1

41、018- 2006)标准附录c,煤层残存瓦 斯含量取值见表2-3-1。表2-3-1残存瓦斯含量取值表煤的挥发份vr(%)6881212 18182626 3535 4242 56“存瓦斯含量(m/t)96644332222黄什煤矿c7煤层挥发份28.36%,所以煤的残存瓦斯含量取2.0m3/t。k 第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。ki值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。用下列公式计算各个邻近层的ki值。k = 1 hi /hp式中h i第i个邻近层与开采层之间的垂直距离 m；上下分层关系取h=0m hp受上分层采动影响，下分层能向上分层工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围ml

42、hp按下式计算。对于上邻近层：hp=kyx mx (1.2+cosa)式中m开采层的开采厚度，rn民煤层倾角，();&取决于顶板管理方式的系数。对开采厚度小于等于2.5m用全部陷落法管理顶板时，ky= 60。对于下邻近层：当开采倾斜和缓倾斜煤层时，hp = 3560m黄什c17煤层倾角为20 ,属于倾斜煤层，11702 (w工作面属于下临近层开采，所以取hp= 60m贝u , k= 1 h/hp =1-0/60=1 ;因此，下分层向上分层的瓦斯涌出量，m3/tq= mxkx (x-xc) /m0=2.2 x1x (12.18-2 ) /2.0=10.18 m 3/t所以，经上分层开采对下分层瓦

43、斯充分释放后，下分层煤层残余瓦斯含量为： wc=12.18-10.18=2 m3/t 。但在该范围进行掘进和回采作业时，必须严格按照防治煤与瓦斯突出规定 采用dgcc斯含量直接测定仪直接测定煤层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果 检验工作。黄什煤矿于2012年已经开采了 +1770水平以上的3#解放煤层，对17#煤层的 现掘进的11702 (w运输巷进行了区域保护。3#与17#煤层层间距为45米，符 合保护层与被保护层之间的最大保护垂距(对于缓倾斜和倾斜煤层为：上保护层 50nr|对于急倾斜煤层，上保护层 60m)。(二)、区域顺层钻孔预抽瓦斯11702 (w掘进工作面是黄什煤矿一采区17#煤层

44、中工作面，是在上部开采的 3号解放煤层的保护层范围内开采，11702 (w运输巷掘进工作面是该煤层中作的 准备工作面运输巷，整个掘进工作面均在原始应力区域内掘进，其中以后形成的 11702 (w回采工作面的运输巷标高为+1778 m,运输巷设计长度180.0m,回巷标 高为+1791.1m,运输巷设计长度180ml切眼长度36.0m均在原始应力区域范围内 掘进。因此设计采取在掘进工作面迎头施工区域顺层条带抽放孔预抽掘进区域煤层 瓦斯，作为掘进期间的区域防突补充措施。1、补充防突措施方法如果11702(w)运输巷经区域防突措施效果检验无效，则采取在工作面施工顺 层钻孔超前预抽掘进前方煤层瓦斯进行

45、补充防突措施。2、补充防突措施钻孔施工要求(1)抽放钻孔必须严格按照设计进行施工，如因现场特殊原因确实不能按照 设计施工时，钻孔施工人员必须及时向调度汇报现场情况，由通防科根据现场实 际情况对钻孔进行适当调整。(2)每施工完毕一个钻孔必须及时封孔并与主抽采管路联网进行抽放。(3)超前预抽钻孔必须控制巷道掘进前方轮廓线上帮20m下帮10nl钻孔控制巷道掘进前方不得低于60m范围。钻孔封孔质量必须符合要求，封孔深度不 得低于8ml确保钻孔抽放期间无漏气现象存在，如抽放期间出现迎头岩柱漏气现 象，必须及时组织对工作面巷壁进行喷浆，喷浆厚度以达到严密不漏气为准。具 体详见附图五：11702(w)运输巷

46、掘进工作面补充防突措施预抽钻孔设计图。(4)施工抽放钻孔期间必须吊挂施工说明牌板并填写清楚，当班施工结束后，施工人员必须填写清楚钻孔施工小票并经验收人员和瓦斯检查员签字，现场施工 负责人必须将钻孔施工情况向黄什煤矿调度室汇报。(5)通防科技术员根据现场钻孔施工参数及时对所施工完毕的钻孔进行上图 随时分析考察控制范围情况。(6)抽放钻孔施工前应加强施工地点支护，背好巷道顶帮，严禁空顶作业， 黄什煤矿机电科必须做好供水、供电、供风及排水工作。3、钻孔抽放要求(1)必须保证钻孔抽放负压符合要求，确保每个抽放钻孔孔口抽采负压不小 于 13kpa。(2)钻孔抽放期间，通防科每天对抽采钻孔抽采量和抽采瓦斯

47、量进行测定， 根据所测定的抽放参数及时对抽放系统进行调整，提高钻孔抽放效果。(3)根据所测定的抽放参数随时计算煤层残余瓦斯含量，只有当计算的残余 瓦斯含量小于8n3/t后方可组织在工作面施工取芯钻孔对 c17煤层进行取样测定煤 层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果检验工作。4、区域顺层钻孔预抽瓦斯11702掘进工作面是黄什煤矿一采区17#煤层中工作面，主要是作为解放上部 煤层而开采的下保护层，是作为下临近 12号煤层的保护层开采，11702掘进工作 面是该煤层中准备工作面，整个掘进工作面均在原始应力区域内掘进，其中以后 形成的11702 (w回采工作面的运输巷标高为+1776.2m,运输巷标高为

48、+1791.1m, 运输巷设计长度180.0m,运输巷设计长度180ml切眼长度36.0m均在原始应力区 域范围内掘进。因此设计采取在掘进工作面迎头施工区域顺层条带抽放孔预抽掘进区域煤层 瓦斯作为掘进期间的区域防突设计。具体措施如下：(1) 11702 (vv运输巷设计长度180ml掘进范围内均属于原始应力区域，设计采取在掘进工作面每隔40m在迎头施工15个最短距为29.0m的区域穿层条带 抽放孔作为区域防突设计，运输巷设置4次区域抽放，总施工60个区域顺层钻孔。(2)所有抽放孔均采用myz-150型钻机施工，钻孔直径75mm孔间距3.0m, 同时抽放孔的超前最短投影孔深为 60.0m且终钻必

49、须控制道11702 (四 运输巷轮 廓线外不小于20.0m。钻孔设计详见11702 (w运输巷区域顺层条带抽放孔设计 图。(3)施工中所有穿层钻孔必须按照设计的倾角、偏角、孔深施工。确保施工 钻孔真实可靠，严禁施工假钻。所有钻孔施工结束后必须能覆盖整个回采区域， 每施工一个钻孔必须及时进行连管抽放并现场收集参数进行上图分析，对未施工 到设计深度的不给予验收，必须重新不施工。11702 (w运输巷区域顺层钻孔设计布置图11702 (w运输巷区域顺层钻孔设计参数表孔 号偏 角(右 “+”左、”)倾角(上+”下“_)长 度备注1225-20.929偏角是以巷2207-15.445道帮的垂直3199-

50、12.565方向为0 为基准4196-11.4645193-10.2646190-9.0637187-7.8638183-6.26290-5.06210-177-3.86211-173-2.26312-170-1.06313-1670.26414-1641.46415-1612.56516-1535.44517-13510.929(4)所有顺层钻孔施工完成后已立即进行了封孔抽放，封孔深度均不小于8m抽放负压大于13kpa。(5)、11702 (w运输工作面运输巷内的所有抽放钻孔每天安排有专职测试人员 对抽放钻孔瓦斯浓度进行测试并挂牌管理，加强了抽放系统巡视、放水、堵漏等 管理，随时进行清孔管理

51、工作，确保了钻孔的正常抽放，保证抽放钻孔单孔负压 不小于13.0kpa。四、区域防突措施效果检验1、实施区域防突措施效果检验的条件由于该巷已采取开采保护层区域防突措施，所以掘进期间直接进行区域防突 措施效果检验工作，或经采取补充防突措施后，计算煤层残余瓦斯含量小于8m3/t后，采用dgcc斯含量直接测定仪直接测定煤层残余瓦斯含量和瓦斯压力进行区 域防突措施效果检验。2、区域防突措施效果检验方法黄什煤矿区域防突措施效果检验方法采用 dgct接测定仪直接测定煤层残余 瓦斯含量和瓦斯压力。在掘进工作面迎头施工钻孔对掘进前方煤体进行取样测定 煤层残余瓦斯含量和瓦斯压力。3、区域防突措施效果检验钻孔施工

52、要求(1)检验测试孔分别布置于巷道掘进前方煤体内，钻孔控制掘进前方巷道轮 廓线两帮12m范围，控制掘进前方60m范围。钻孔必须采用直径为113mm勺钻头 进行施工，区域防突措施效果检验钻孔施工参数详见上表。(2)区域防突措施效果检验钻孔必须严格按照设计进行施工，如因现场特殊 原因确实不能按照设计施工时，钻孔施工人员必须及时向调度汇报现场情况，由 通防科根据现场实际情况对钻孔进行适当调整。4、区域防突措施效果检验指标(1)检验测试孔施工至设计位置时及时采用取芯钻杆对煤体进行取样，将所 取煤样在现场进行瓦斯解吸后送公司实验室进行瓦斯含量和瓦斯压力测定，只有 测定残余瓦斯含量值小于8mt且瓦斯压力小

53、，0.74mpa时，方可视为区域防突措 施有效，再进行区域验证工作。(2)若测定的煤层残余瓦斯含量大于或等于 8m3/t或瓦斯压力大于或等于 0.74mpa时，则判定该区域采取的区域防突措施无效，必须实施补充防突措施，直 至经测定煤层残余瓦斯含量小于 8mt且瓦斯压力小于0.74mpa (即区域防突措施 效果检验有效)方可进行区域验证工作。(3)若检验期间施工钻孔时出现喷孔、卡钻、顶钻及其他明显突出预兆时， 该判定区域采取的区域防突措施无效，仍属突出危险区，必须实施区域防突补充 措施，直至经防突措施效果检验有效后方可进行区域验5、根据防治煤与瓦斯突出规定第五十五、五十六条规定，11702 (w运输巷工作面掘进期间的区域措施效果检验采用直接测定预抽区域的煤层残余瓦斯 压力或残余煤层瓦斯含量的方法进行措施效果检验。根据煤层瓦斯压力进行区域预测的临界值瓦斯压力p (mpa瓦斯含量w (吊/t )类别p 0.74w 8有突出危险1)、采用直接测定预抽区域残余瓦斯压力作为施工顺层抽放钻孔区域防突设 计的效果检验方法(1)效检点的布置方式和要求11702 (w运输巷掘进工作面效果检验点均设计在煤巷条带每间隔40m在工作面迎头布置一个检测区域，每