金沙县高坪乡大运煤矿11081采煤工作面抽采达标评判

1、-作者xxxx-日期xxxx金沙县高坪乡大运煤矿11081采煤工作面抽采达标评判【精品文档】金沙县高坪乡大运煤矿11081采煤工作面抽采达标评判报告金沙县高坪乡大运煤矿二一五年一月【精品文档】金沙县高坪乡大运煤矿11081采煤工作面抽采达标评判报告编制人员名单序号姓 名职称或执业执格专 业单位名称签 字职 务1234目 录前 言10.1 概述10.2 本次抽采达标评判工作的依据21 矿井及工作面概况31.1 矿井概况31.2 工作面概况12211081采煤工作面防突措施122.1 11081采煤工作面掘进期间的防突措施122.2 首采面区域综合防突措施132.3 抽放量143评价的地质单元划分

2、143.1 评价的地质单元划分原则143.2 评价的地质单元划分143.3 评价单元划分的结果154区域效果检验首采面区域防突措施效果检验15154.2 抽采钻孔均匀程度评价154.3 区域预抽效果检验钻孔布置152.3 工作面11081采面的区域验证195工作面11081采面预抽后的煤层残余瓦斯含量计算195.1 煤层的原始瓦斯含量195.2 11081采面的煤炭储量195.3 11081采面煤体中的瓦斯储量195.4 预抽时间195.5 瓦斯抽采总量205.6 11081回采工作面预抽后残余瓦斯含量205.7 11081回采工作面预抽瓦斯抽采率21611081采煤工作面抽采达标评判216.

3、1 评判指标216.2 抽采达标评判分析217抽采达标评判结论23附表3：瓦斯含量测定记录表。前 言0.1 概述大运煤矿建设项目于2010年9月由贵州省煤矿设计研究院编制贵州大运矿业有限公司大运煤矿开采方案设计，11月获贵州省能源局关于对金沙县高坪乡大运煤矿开采方案的设计的批复（黔能源发2010714号）；12月获贵州省发展和改革委员会关于金沙县大运矿井（60万吨/年）项目核准的通知（黔发改能源20102889号）；2011年10月由贵州省煤矿设计研究编制金沙县高坪乡大运煤矿初步设计,经煤炭工业规划院设计研究院评审，并获贵州省发展和改革委员会关于金沙县大运煤矿初步设计的批复（黔发改能源2011

4、2849号）；由贵州省煤矿设计研究编制金沙县高坪乡大运煤矿初步设计安全专篇，2012年1月获贵州煤矿安全监察局关于大运矿业有限公司金沙县高坪乡大运煤矿初步设计安全专篇的审查意见（黔煤安监监察函20123号）；大运煤矿建设项目于2月经贵州省能源局备案（备案编号2012060），并获金沙县人民政府同意开工建设的批准，于3月28日正式开工建设。开工建设几年以来，由于地质构造、揭露的煤层实际情况、煤层相关鉴定资料发生变化，以及满足近年来煤炭工业设计规范和煤矿建设安全标准发生变化要求。2014年8月由贵州省煤矿设计研究编制贵州大运矿业有限公司金沙县高坪乡大运煤矿初步设计（修改）,经中煤科工集团南京审计研

5、究院评审；于11月获贵州省发展和改革委员会关于金沙县大运煤矿项目核准有关内容调整的通知（黔发改能源20142007号）和关于金沙县大运煤矿初步设计（修改）的批复（黔发改能源20142008号），对相关内容进行了变革或调整；设计变更后剩余建设工期为5个月，即项目建设截止期为2015年4月。矿井建设过程中，我矿始终坚持公开、公正、公平的原则，认真贯彻执行工程招（议）标制度，强化投标单位资质和投标人资格审查，严格按基本建设程序管理。井巷工程由浙江中宇实业发展有限公司和江西威乐建设工程有限公司等2家施工单位承建。地面工程由贵阳黔坤建设有限责任公司、遵义城建建筑工程有限公司、龙里县华兴建筑有限公司、金沙

6、县安居工程有限公司、黔西南布依族苗族自治州建筑安装总公司、九鼎建设集团股份有限公司、金沙长征电力有限公司和四川省南充市水电工程有限公司等8家施工单位承建。各施工单位符合国家规定的建设资质要求，有完整的质量管理体系和保证体系，所配备的项目经理、工程技术人员、安全责任人及各种从业人员均符合国家、地方、行业规定的从业资格，满足现场施工的安全、质量、工期的需要。在建设期间，我们始终遵循“百年大计，质量为本”的建设宗旨，成立大运煤矿建设指挥部，配备相关专业技术人员对建设项目全过程进行监督管理。委托萍乡市同济工程咨询监理有限公司承担项目建设全过程监理，煤炭工业贵州建设工程质量监督直属站对工程质量进行监督。

7、经过近三年时间建设，大运煤矿在省、市、县各级行业管理部门的关怀、支持和帮助下，在上级领导的正确指导下，经参建单位的共同努力。矿建、土建、安装等三类工程已基本完成，满足矿井生产、生活需要。矿井采掘、供电、运输、通风、排水、压风、供水、防尘、消防、瓦斯抽放、地面等生产系统已经形成，满足生产需要。安全监测监控、人员定位、避险、压风自救、供水施救、通信等安全避险“六大系统”建设，满足安全避险要求。成立了生产技术部、通防部、安全部、机电运输部、人力资源部、生产调度中心等安全管理机构，建立了各项规章制度。0.2 本次抽采达标评判工作的依据1、防治煤与瓦斯突出规定，国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察

8、局，2009年；2、煤矿安全规程，国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2011年；3、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）；4、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 1037-2007）；5、金沙县高坪乡大运煤矿开采方案设计安全专篇；6、金沙县高坪乡大运煤矿提供的其它资料。1 矿井及工作面概况1.1 矿井概况1.1.1 交通位置大运煤矿位于金沙县城以东直距约30km，属金沙县长坝及高坪两乡所辖。井田呈南北向展布，似长方形，南、北长6.00km，东、西宽2.83km，面积为16.9035km2。井田地理坐标为：东经106°2530106

9、76;2730，北纬：27°143027°1744。井田至金沙县城经中心、安底镇有县道及乡道相通，运距62km；井田经长坝、中心有县道与贵(阳)遵(义)高等级公路上的三合镇相连，运距60km，向南经高坪乡、化觉乡至乌江上游化觉码头有乡级公路相通、运距20km。金沙县城距遵义县南白镇火车站约70km，有326国道相通。水、陆交通运输方便。1.1.2 矿井建设情况2012年3月开工建设以来，矿建、土建、安装三类工程平衡协调建设。在政府及行业主管部门的大力支持、帮助与指导下，经施工单位的艰苦奋战，各单位工程已完工，生产系统已形成。2014年11月根据初步设计（修改）及批复剩余建设

10、工期5个月，即项目建设截止期为2015年4月。实际建设工期：36个月。矿井静态总投资53687.39万元，吨煤投资894.79元。其中：矿建工程10637.97万元，土建工程6845.42万元，设备及工器具购置14027.79万元，安装工程3751.05万元，工程建设其他费用13544.48万元，预备费用4880.67万元。矿井当前采掘工程平面图：图1-1。图1-1 贵州金沙县大运煤业有限公司采掘工程平面图1.1.3 矿井地质概况1.1.3.1 地层井田出露的地层从老至新有：二叠系中统茅口组（P2m），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1y）、茅草铺组（T1m）

11、、第四系（Q）。地层简表见表1.1.3.1 表1.1.3.1 地层简表系统组（群）符 号厚 度（）主 要 岩 性与下伏地层接触关系侏罗系中下统自流井组J1-2zl277358砂岩、泥岩夹灰岩整合接触三叠系上统二桥组T3113193砂岩假整合接触中统关岭组狮子山段T3318680灰岩、白云岩夹泥岩整合接触松子坎段T2153470灰岩、白云岩、泥岩整合接触下统茅草铺组T1189757灰岩、白云岩整合接触夜郎组T1209695灰岩、砂岩、泥岩整合接触二叠系上统大隆组P306粘土岩整合接触长兴组P31768灰岩整合接触龙潭组P367320砂岩、泥岩夹灰岩及煤层假整合接触中统茅口组P228411灰岩整合

12、接触栖霞组P2123207灰岩整合接触梁山组P1l235砂岩、粘土岩夹煤层假整合接触石炭系下统大塘组C2053砂岩、泥岩假整合接触寒武系中上统娄山关群2-3ls0634白云岩整合接触中统石冷水组20276白云岩整合接触高台组2036白云岩、泥岩整合接触1.1.3.2 煤系地层及含煤性井田内的含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），为一套海陆交互相多旋回沉积组成。含煤地层厚131.51161.83m，平均厚147.02m，含煤层及煤线12层。其中含全区可采及大部分可采煤层4层，不可采薄煤层（线）8层。在同一煤沉积旋回中，各岩性粒度普遍为渐变关系，由粗到细，或由细到粗，垂向上正粒序层理或逆序层理。煤

13、层顶板多为砂岩或灰岩；粘土岩或泥岩及炭质泥岩一般为煤层直接底，并产植物茎及叶片化石。含煤地层岩性组合：岩性以灰色、浅灰色、深灰色薄中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、灰岩、泥岩为主，夹粘土岩、炭质泥岩、煤层及煤线。砂岩中见小型交错层理及波状层理；粉砂岩多水平层理；泥质粉砂岩及粉质泥岩多见砂、泥互层纹理构造。1.1.3.3 地质构造井田位于化觉背斜北端东翼，岩层呈单斜构造，地层倾向85105°，一般为90°；地表倾角1624°，一般为19°。另在井田南部W11勘探线附近，即余家垭口至甘家寨一带，岩层倾向由85°渐变为近北或北东倾斜；地层倾角渐变为

14、813°，ZK1103孔以东至甘家寨地段形成一宽缓波状起伏构造。井田断裂构造不发育，井田北西部边缘为F1逆断层；在井田北部汪家水井发育了F2、F6断层；井田南部发育了F3、F4、F5逆断层。在先期开采地段内，主要受F2逆断层影响，导致M6、M8、M11、M12煤层重复，落差5060m，对煤层有完整性有一定破坏，但影响范围仅为W3勘探线以北的井田北西角。其余各断层对先期开采地段乃至整个井田范围内煤层的破坏性不大。综上，本井田的断层主要以南、北向走向逆断层为主，其次为斜交地层走向的平移断层。深部工程偶见小型正断层，局部造成P3l地层中煤层、标志层缺失，但断距较小，对煤层的破坏性较小。总体

15、本井田主要为简单的单斜构造，地层产状变化不大，断层规模小，地质构造复杂程度属中等偏简单类型。井田内断层特征详见表。 表 井田内断层特征表断 层编 号断层位置最大垂直断距(m)断层产状(°)断层性质控制长(m)备 注F1地表露头7012065逆断层5000对井田内煤层破坏性小F2地表露头50-601205560逆断层1600对井田内煤层破坏性较大F3地表露头2010030逆断层1000对井田内煤层破坏性小F4地表露头水平断距8012680逆断层1700对井田内煤层不具破坏性F5地表露头348555逆断层1000对井田内煤层破坏性小F6地表露头2535575平移断层650对井田内煤层破坏

16、性小1.1.4.1煤层赋存情况：井田内含全区可采煤层，大部可采煤层，零星可采煤层及煤线共12层，煤层及煤线总厚4.86-14.61m，平均8.98m，含煤率为3.19%-9.50%，平均6.08%；可采煤层煤厚6.65m，可采煤率4.51%；可采煤厚占总煤厚的74.05%。井田范围内煤层编号自上而下为M6、M8、M11、M12煤。 M8煤属结构简单全区可采中厚煤层；M6煤层属结构简单复杂大部可采中厚煤层；M11、M12煤属结构简单复杂大部可采煤层。下面将大部可采及全区可采煤层详述如下：（1）M6煤层位于P3l上部，上距P3c底界平均厚29.18m，下距M8煤（B2）顶界20.29m。层位稳定，

17、呈层状产出，点状可采率85%，M6煤层厚0.303.34m，平均1.59m，标准差0.73m，变化系数46%。不可采点主要集中在59线近浅部。呈片状分布。属大部可采的中厚煤层。该煤层含泥岩夹矸02层，一般含夹矸一层，部分不含夹矸呈单一煤层产出，夹矸单层厚0.091.02m，夹矸平均0.50m。结构简单复杂。（2）M8煤层位于P3l上部，上距M6底界10.7728.99m，平均20.29m，下距B3顶界5.4220.48m，平均13.42m。呈层状产出，全区可采。M8煤层厚0.964.96m，平均2.49m，标准差0.82m，变化系数33%，该煤层沿走向、倾斜方向、深部、浅部厚度变化无明显规律。

18、属全区稳定可采的中厚煤层，为本井田可采煤层之首。该煤层勘探施工的56个工程中，有9个工程含一层厚0.100.58m炭质泥岩夹矸，煤层结构简单。（3）M11煤层位于P3l下部，上距B4底界06.77m，平均2.51m；下距B5顶界12.7434.24m，平均23.70m。M11煤层厚02.81m，平均厚0.99m，厚度标准差0.42m，变化系数43%。为全区较稳定大部可采的薄煤层。据48个钻孔及6个坑道工程揭露，含粘土岩或炭质泥岩夹矸03层，一般为12层，单层夹矸厚0.030.40m，夹矸平均0.15m，少数不含夹矸。结构简单复杂。（4）M12煤层位于P3l底部，上距M11煤层20.4935.2

19、2m，平均27.18m；下距P3l与P2m分界1.4210.86m，平均5.92m。M12煤层呈层状产出，层位稳定。M12煤层厚04.92m，平均厚1.93m；厚度标准差0.94m，变化系数49%。为较稳定大部可采的中厚煤层。M12煤含粘土岩或炭质泥岩夹矸03层，一般为12层，少数不含夹矸，单层夹矸厚0.081.13m，夹矸平均0.28m，一般厚0.200.50m。属结构简单至复杂。井田内主要可采煤层特征详见表2.13。 表2.13 井田主要可采煤层特征表顺序煤层编号煤层厚度 (m)层间距 (m)煤 层 结 构煤层可采性煤层稳定性顶底板岩性最小最大平均最小最大平均夹石层数(层)夹石总厚 (m)

20、顶 板底 板1M602大部可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩粘土岩2M81全区 可采稳定泥质粉砂岩泥岩、粘土岩3M1112大部可采较稳定粉砂质泥岩泥岩、含炭质、含粉砂质粘土岩4M1212大部可采较稳定中厚层状细晶灰岩泥岩、粉砂岩1.1.4.2煤层顶、底板岩性根据试验资料，泥岩、粉砂质泥岩、粘土岩类岩石饱和单轴或自然抗压强度4.337.3Mpa，粉（细）砂岩类41.5070.8Mpa；泥质粉砂岩类25.652.00Mpa；灰岩抗压强度43.1076.980Mpa。M6：直接顶、底均为泥岩，抗压强度低，稳定性差。M8：直接顶为粉砂岩，直接底为泥质粉砂岩，抗压强度较高，稳定性较好。M11：直接

21、顶为泥岩，直接底为粘土岩，抗压强度低，稳定性差。M12：直接顶为灰岩，直接底为粘土岩，顶板抗压强度高，稳定性较好，底板强度低，稳定性差。1.1.4.3 煤质及煤种1）煤类根据井田勘探地质报告，各煤层为中灰、中高硫高硫、特低挥发分低挥发分、发热量高、热稳定性好等特征。2）煤质分析（1）煤岩特征及物理性质M6煤层煤以半亮型中细条带碎粒状为主，少量块状及碎块状煤，夹丝煤透镜体，薄膜状方解石充填裂隙。M8煤层煤以半亮型中细条带块状，碎块状及碎粒状煤，含黄铁矿结核及方解石细脉。M11煤层煤以半亮型中条带碎块状煤，参差状断口，含较多细脉状及结核状黄铁矿，丝绢光泽，条带、线理结构局部宽条带块状及碎块状煤。M

22、12煤层煤以半亮型中条带，局部宽条带块状及碎块状煤，方解石呈薄膜状充填裂隙。（2）煤的化学性质水分（Mad）：本矿井各煤层原煤水分含量在0.57%5.98%之间，浮煤水分含量在0.51%3.78%之间。灰分（Ad）：本矿井各煤层原煤灰分在6.79%30.97%之间，浮煤灰分在3.00%16.51%之间。原煤灰分分级为中灰煤。硫分（St，d）：本矿井各煤层原煤全硫在0.59%9.95%之间，浮煤全硫在0.42%3.49%之间。M6、M8、M12号煤层原煤全硫为中高硫煤，M11号煤层为高硫煤。各煤层原煤各种硫以硫化物硫为主，其次为有机硫，硫酸盐硫甚微。 挥发分（Vdaf）：本矿井各煤层原煤挥发分在

23、5.28%18.71%之间，浮煤挥发分在5.57%19.03%之间。各煤层浮煤挥发平均值均小于10%，符合无烟煤分类指标。 发热量（Qgr,d）：本矿井各煤层原煤发热量在22.62%33.82%之间，浮煤发热量在28.59%35.47%之间。各煤层均属高热值煤。 煤灰成分：井田各可采煤层M6、M8、M11、M12煤灰成分主要以SiO2为主；其次为Al2O3、Fe2O3；CaO、MgO、SO3、TiO2、KO2、NaO2、MnO2甚微。矿物成份主要为粘土矿物，其次是黄铁矿。固定碳（FCad）：本矿井各煤层原煤固定碳在50.45%85.24%之间，浮煤固定碳在73.35%91.60%之间。（3）煤

24、的工艺性能煤灰熔融性：根据统计结果，M6煤的 ST软化温度在11301450之间，属较低软化温度灰较高软化温度灰，M8煤的 ST软化温度在10701500之间，属低软化温度灰高软化温度灰，M11煤的 ST软化温度在11301360之间，属较低软化温度灰较高软化温度灰， M12煤ST软化温度在1150>1450之间，属较低软化温度灰较高软化温度灰。 热稳定性通过对井田内各煤层取样进行了热稳定性测试（见表2.14），根据中国煤炭国家标准（MT/561-1996）属高热稳定性煤。4 各煤层热稳定性测试结果表煤层编号TS+6(%)TS6-3(%)TS-3(%)备 注M689.70(3)8.67(

25、3)1.60(3)分子式中分子为最小值-最大值，分母为平均值，括号内数字为样品数M8M1185.30(3)11.33(3)3.43(3)M1273.67(3)16.20(3)10.17(3)煤的可磨性根据地质报告和中国煤炭国家标准（MT/T853.1-2000），M6煤层原煤的HGI在7782之间，平均值为79，属中等可磨煤；M8煤层原煤的HGI在81128之间，属易磨极易磨煤；M11煤层原煤的HGI在2283之间，平均值为57，属较难磨煤；M12煤层原煤的HGI在8288之间，属易磨煤。煤的化学反应性能经试验，M6煤对CO2的还原率在6.3%57.4%之间；M8煤在6.7%53.4%之间；M

26、11煤在7.7%54.2%之间；M12煤在7.8%56.6%之间，反应性弱。1.1.5 矿井通风、瓦斯情况1.1.5.1 矿井通风情况1）矿井采用分区式通风系统，抽出式通风方法，多井进风，专用风井回风。采区开采时，矿井采用主平硐、轨道斜井进风，专用回风斜井回风。安装两台FBCDZ25型煤矿地面用防爆抽出式对旋轴流式通风机，一台工作，一台备用，配套隔爆三相异步电动机四台（YBF2 355L1-10、594r/min、160kW、660V）。风量4080-8280m3/min，风压70-2250m3/min，转速594r/min,额定功率2×160kW。电控装置规格型号：GGD2低压配电

27、柜，配套交流电动机变频器。2）矿井首采11081工作面采用“U”型通风方式。3）掘进工作面采用压入式通风。岩巷安装FBD×30kW型矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机两台，一台工作、一台备用，配600mm阻燃风筒。煤巷及半煤岩巷选用FBD/2×30kW型矿用隔爆压入式对旋轴流局部通风机两台，一台工作、一台备用，配800mm阻燃风筒。所有掘进工作面局部通风机均实现了“三专两闭锁”和双风机双电源，并能自动切换。各条掘进巷道均布置有与回风斜井或回风石门连通的专用回风联络巷，构筑了相应的防突风门，满足矿井通风要求。4）主平硐实际进风量1800m3/min，轨道斜井进风量1840m3/

28、min，回风井风量3700m3/min，回风井瓦斯浓度在0.12%左右。回采工作面回风巷风量1204 m3/min，瓦斯浓度在0.18%左右。各用风地点风量、风速符合煤矿安全规程要求，不存在不合理的串联风、循环风。通风系统稳定，满足生产需要。本矿井在地勘阶段测得瓦斯含量等数据，后经重庆煤科院对大运煤矿首采区域可采煤层进行了煤与瓦斯突出危险性性评估工作。本次设计煤层瓦斯含量采用地勘法测定结果为基础、以直接法实测结果为参考，以直接法测定值对地勘法测定结果进行验证、修正，最终确定矿井各可采煤层瓦斯含量，得出较为准确和全面的修正后的首采区域本次地勘瓦斯含量终值。不同埋深各煤层瓦斯含量结果表1.1.5.

29、2。 表1.1.5.2 各可采煤层不同埋深处瓦斯含量终值煤层孔号埋深（m）煤层气含量（m3/t）煤层孔号埋深（m）煤层气含量（m3/t）M6ZK403189M12ZK402219ZK904374ZK902347ZK405454ZK1003479ZK405572M8ZK403219M11ZK403282ZK204331ZK904456ZK405477ZK4055411.1.5.3 抽采情况在回风斜井广场附近建瓦斯抽放站，安装瓦斯抽放系统，高负压抽放泵选用2BEK500-2BG4-340型水环式真空泵二台(其中：一台工作、一台备用)，工况参数：流量Q高况 =235m3/min，压力P高况=160h

30、Pa；耗水量14.4m3 /h台,转速340r/min。配套YB2-4002-4G型高压隔爆型三相异步动机二台（220kW、10kV，一台真空泵配一台电机）。地面抽放主管采用焊接钢管，井下主管选用DN450，1MPa型聚乙烯涂层螺旋焊接波纹管，分管选用DN350，1MPa型聚乙烯涂层螺旋焊接波纹管。支管选用DN250，1MPa型聚乙烯涂层螺旋焊接波纹管或PVC管。低负压抽放泵选用2BEK520-2BG4-340型水环式真空泵二台(其中：一台工作、一台备用)，工况参数：流量Q低况 =235m3/min，压力P低况=160hPa；耗水量13.4m3 /h台，转速340r/min。配套YYB2-40

31、04-4G型高压隔爆型三相异步电动机二台（280kW、10kV，一台真空泵配一台电机）。地面地面抽放主管采用焊接钢管，井下抽放管道选用DN600，1MPa型聚酯纤维复合管。抽采瓦斯站计量装置，防爆、防火及避雷等安全装置齐全。抽放及防突用钻机：ZYU-75型钻机六台、MBY-150型防突钻机两台。2014年4月15日矿方开始施工首采工作面本煤层顺层预抽瓦斯钻孔（钻孔间距为3m）。在11081采面回风巷垂直煤壁施工了255个顺层抽采瓦斯钻孔，孔深从6579m。在11081采面运输巷垂直煤壁施工了280个顺层抽采瓦斯钻孔，孔深从120135m。经矿方统计，从2014年6月到2015年1月11081工

32、作面瓦斯抽采纯量为1619952m3。1.1.6 煤尘爆炸危险性、煤层自然发火情况1）贵州省煤田地质局实验室2014年5月19日提交煤尘爆炸危险性鉴定报告，通过对M6、M8、M11、M12煤层采取煤尘爆炸样测试，据测试结果，火焰长度为0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0，结论为M6、M8、M11、M12煤尘无爆炸性。本矿井按煤尘无爆炸危险性设计。鉴定结果详见表.1 。 表.1 煤尘爆炸性试验结果表序号煤层编号工业分析(%)火焰长度(mm)抑制煤尘爆炸最低岩粉量(%)爆炸性结 论MadAdVdaf焦渣特征1M63.0219.058.84200煤尘无爆炸性2M83.7816.057.71200煤尘无

33、爆炸性3M111.7017.398.15200煤尘无爆炸性4M121.5824.8617.31200煤尘无爆炸性 表.2 各煤层自燃倾向等级序号煤层工业分析煤吸氧量自燃倾向分类水分灰分挥发分Mad%Ad%Vdaf%cm3/g1M6级2M8级3M11级4M12级备注级:容易自燃 级：自燃 级：不易自燃执行标准：GB/T20104-2006依据上表：M6煤自燃倾向等级为级，即煤层“不易自燃”；M8煤自燃倾向等级为级，即煤层为“不易自燃”；M11煤自燃倾向等级为级，即煤层“容易自燃”，M12煤自燃倾向等级为级，即煤层“自燃”。本次设计开采M6煤、M8煤时按级“不易自燃”设计，开采M11煤时按级“容易

34、自燃”设计，开采M12煤时按级“自燃”设计。1.1.7 矿井开拓开采情况矿井开采上限标高+1380m，下限标高350m，设计3个水平、8个采区开采，分别为+1050水平和+750水平水平。煤层属倾斜煤层，采煤方法为走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板。矿井采用平硐开拓方式，布置三个井筒，即主平硐、轨道斜井及回风斜井。主平硐铺设运输皮带和轨道，承担煤炭、材料主要运输任务，兼进风、行人；轨道斜井铺设轨道，地面安装2.5米提升绞车，承担材料、矸石运输任务；回风斜井安设主要通风机，主要作为矿井回风。实际建设中，矿井开拓系统已形成，首采工作面11081采煤工作面已贯通形成系统。1.2 工作面概况1.

35、2.1 11081采煤工作面巷道布置及煤层赋存情况11081首采工作面布置于井田南冀，走向长为1000m、斜长180m，通过11轨道石门及11运输石门分别联系工作面回风顺槽和运输顺槽。采煤工艺为综采，采煤方法为走向长壁后退式，采用支撑掩护式支架支护。煤炭科学研究总院重庆研究院在11081工作面掘进时，采用直接法测定的最大煤层瓦斯含量为 m3/t。根据大运煤矿生产技术部提供的11081回采工作面地质说明书，该工作面煤炭工业储量为62万t。211081采煤工作面防突措施2.1 11081采煤工作面掘进期间的防突措施大运煤矿在11081运输巷、11081回风巷、11081切眼掘进期间，没有采取开采解

36、放层。主要采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。工艺流程为“区域突出危险性预测区域防突措施区域措施效果检验区域验证工作面突出危险性预测工作面防突措施工作面效果检验安全防护措施”。掘进工作面防突措施为：采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施防突。其钻孔布置为：钻孔终孔点距离上帮的控制范围为20m。控制到下帮的距离为20m。钻孔终孔点沿走向方向上的距离为15m，沿倾向方向上的距离为3m。钻孔控制到掘进工作面前方的距离大于85m。保留超前距大于25m。钻孔布置见图21。图21 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯钻孔布置图2.2 首采面区域综合防突措施矿井采用在采面运输巷和采面回风巷布置顺层钻孔预抽煤层瓦斯措施作

37、为首采面的区域防突措施。其钻孔布置方式为：在11081采面回风巷垂直煤壁向下施工顺层抽采钻孔，孔深从6579m，钻孔间距为5m。在11081采面运输巷垂直煤壁向上施工顺层抽采钻孔，孔深从120135m，钻孔间距为3m。由于采面形状不规则,导致孔深不一致。钻孔布置竣工图见图2-2。矿方于2014年9月底形成首采工作面，于2014年4月矿方开始施工首采工作面本煤层顺层预抽瓦斯钻孔。在首采工作面回风巷共施工预抽瓦斯钻孔数量255个，在首采工作面运输巷共施工预抽瓦斯钻孔数量280个。施工预抽煤层瓦斯钻孔的钻机型号为ZY-750D，钻进深度150m，给进力40kN，电机型号YBK2-180M-4，功率1

38、8.5kw，油泵型号GBY3040/2006，最高压力25MPa。首采工作面预抽煤层瓦斯钻孔施工情况见附表1：大运煤矿瓦斯抽采钻孔工程月报表。2.3 抽放量2014年4月15日矿方开始施工首采工作面本煤层顺层预抽瓦斯钻孔（钻孔间距为3m）。在11081采面回风巷垂直煤壁施工了255个顺层抽采瓦斯钻孔，孔深从6879m。在11081采面运输巷垂直煤壁施工了280个顺层抽采瓦斯钻孔，孔深从120136m。经矿方统计，从2014年4月到2015年1月11081工作面瓦斯抽采纯量为1911248m3。3评价的地质单元划分3.1 评价的地质单元划分原则评价单元划分原则根据矿井瓦斯抽采达标评判暂行规定第二

39、十六条的规定，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%）的区域划分为一个地质单元进行评估。3.2 评价的地质单元划分1、钻孔终孔间距设计平均为3m,钻孔实际终孔间距为2.5m3.3m，钻孔的深度达到设计的要求。通过竣工图分析该采面终孔间距基本相同，钻孔终孔间距在矿井安全设施设计允许的范围内。 2、时间差异系数计算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； 预抽时间最短的钻孔抽采天数。3、11081回采工作

40、面划分为三个区段1） 第一区段（0m-488m）抽放时间最长285天，最短时间201天2） 第二区段（488m-725m）抽放时间最长211天，最短时间150天3） 第三区段（725m-997m）抽放时间最长159天，最短时间112天4、 经计算得知：第一区段（0m-488m）预抽时间差异系数%。 第二区段（488m-725m）预抽时间差异系数%。 第三区段（725m-997m）预抽时间差异系数%。3.3 评价单元划分的结果11081采煤工作面工作面三个区段区域预抽钻孔的终孔间距基本相同，预抽时间差异系数都小于30%，为此将11081采煤工作面区域划分为三个地质单元进行评价。4区域效果检验首采

41、面区域防突措施效果检验采用本煤层取样方式直接测定煤层残余瓦斯含量的检验方法。4.2 抽采钻孔均匀程度评价根据竣工资料分析，本煤层竣工钻孔基本上在设计允许误差的范围内，该工作面在有效控制范围内走向和倾向上均有可靠的钻孔控制，钻孔的稀密程度在设计允许的范围内。4.3 区域预抽效果检验钻孔布置2015年1月5日至12日，矿方采用DGC型瓦斯含量直接测定装置测定煤层残余瓦斯含量的方法对11081工作面预抽煤层瓦斯区域措施进行效果检验。在11081工作面运输巷、回风巷每隔40米布置一个检验点，在11081工作面运输巷布置了23个效果检验孔，在11081工作面回风巷布置了22个效果检验孔，共45个检验孔，

42、各取一份煤芯测定瓦斯含量，所取煤芯经井下现场解吸和试验室解算，测得控制范围内煤层瓦斯含量最大为 m3/t。检验钻孔在施工的过程中，认真观察无喷、卡、顶钻现象，同时观察巷道回风风流中的瓦斯浓度变化情况。各测点煤层瓦斯含量实测数值统计见表2-1。具体有关参数测定记录见瓦斯含量测定记录表。效果检验钻孔布置见图2-3。表2-1 煤层瓦斯含量实测数值统计表运输顺槽测点编号瓦斯损失量W1m3/t常压瓦斯解吸量W2m3/t粉碎瓦斯解吸量W3m3/t常压残存量WCm3/t可解吸瓦斯含量Wam3/t残余瓦斯含量Wm3/t0010.43710020.25090.42980031.94560040050.39330

43、.54170060.40140.55802.96650070.44151.88740080.35300.43270090.30880.46511.97752.75140100.32100.52372.75130110.35323670120.29310.47990130.36280.50040140.48160150.24850.45220160.51932.94190170.28910.43600180190200.31530210.42880.50865.32540220.41030.46245.40200230.3828回风顺槽测点编号瓦斯损失量W1m3/t常压瓦斯解吸量W2m3/t粉碎

44、瓦斯解吸量W3m3/t常压残存量WCm3/t可解吸瓦斯含量Wam3/t残余瓦斯含量Wm3/t0010.44240.40520020.31020.43650030.34070.48181.71472.53720040.42270.50500050.31770.40141.77152.49065.17990060.35920070.34800.35481.78982.49260080.32370.39912.59360090.24860.46692.49850100.37180.50592.59310110.29340.40290120.33560130.34680.43831.80960140.

45、20410.31582.46560150.29030.48552.84120160.33730.52262.82560170.20110.43840180.28890.47031.88790190.27090.41950200.32880210.65050.49562.50400220.42271.8709图2-3 效果检验钻孔布置图2.3 工作面11081采面的区域验证区域验证方法为：(1)工作面每推进1050m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；(2)在构造破坏带连续进行区域验证；(3)当区域验证为无突出危险时，应当采取安全

46、防护措施后进行回采作业。但若采煤工作面在该区域为首次进行的区域验证时，回采前还应按防突规定保留足够的突出预测超前距。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的回采作业均应当按照防突规定采取局部综合防突措施。矿方需按防突规定编制“四位一体”的局部综合防突措施，并严格按措施执行。5工作面11081采面预抽后的煤层残余瓦斯含量计算5.1 煤层的原始瓦斯含量11081工作面运输巷、回风巷掘进期间，煤炭科学研究总院重庆研究院采用直接法测定的最大煤层瓦斯含量m3/t。因此11081采面煤体原始瓦斯含量按 m3/t计算。5.2 11081采面的煤炭储量根据大运煤矿生产技术部提供

47、的11081回采工作面地质说明书，11081回采工作面煤炭储量为62万t ，即G=62万t。5.3 11081采面煤体中的瓦斯储量W0G=×62=4910400m3式中：W0煤层原始瓦斯含量， m3/tG采面煤炭储量，62万t。经计算11081采煤工作面3个地质单位内的瓦斯储量分别为2376000m3（30t）、1188000m3（15t）、1346400万（17t）。5.4 预抽时间该矿通防队于2014年4月15日开始在11081回采工作面开始施工本煤层抽采钻孔，2014年10月5日全部钻孔施工完后，每个钻孔施工结束后立即封孔连接到抽采管路上进行抽采，其封孔长度不少于8米。预抽时间

48、从2014年4月16日至2015年1月25日计算，抽放最短时间为112天。5.5 瓦斯抽采总量根据11081工作面抽采台帐，从2014年6月至2015年1月，11081工作面瓦斯抽采纯量为1619952m3。其统计数据见表3-1表3-1 11081工作面瓦斯抽采纯量统计表日期抽放量（m3）2014年4月574312014年5月1074652014年6月1515572014年7月1985792014年8月2152172014年9月2438632014年10月2786422014年11月2577192014年12月2265342015年1月184241总量1911248首采面详细瓦斯抽采情况见附表

49、2：瓦斯月抽情况统计记录表。5.6 11081回采工作面预抽后残余瓦斯含量根据下列公式计算WC=（WOG-Q）/G 第一区段瓦斯残余含量WC1=（-）/30=m3/t 第二区段瓦斯残余含量WC2=（-）/15=m3/t 第三区段瓦斯残余含量WC3=（-）/17=m3/t式中：Q11081采面煤层瓦斯预抽量，m3。11081采煤工作面3个地质单位预抽后残余瓦斯含量m3/t、m3/t、m3/t,小于规定的8m3/t。符合规定要求。5.7 11081回采工作面预抽瓦斯抽采率抽采率计算公式=Q/WOG 第一区段瓦斯抽采率1=Q/WOG=/=38.6% 第二区段瓦斯抽采率2=Q/WOG=-/=39.8% 第三区段瓦斯抽采率3=Q/WOG=/=38.7%式中：煤层瓦斯预抽抽采率。根据安全专篇设计，开采到深部时，采煤工作面最大瓦斯涌出量为 m3/min。根据AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标中规定，采面绝对瓦斯