林华矿井2093工作面区域消突措施效果评价2023-12-9(终稿)

编号：科学技术研究报告贵州林华矿业林华矿井2093工作面消突评价贵州省矿山安全科学研究院贵州林华矿业二〇〇九年十二月贵州林华矿业林华矿井2093工作面消突评价研究报告院长：杨正东总工程师：龙祖根项目负责人：李绍泉聂国洪贵州省矿山安全科学研究院贵州林华矿业二〇〇九年十二月参加研究人员名单单位姓名职务或职称签名贵州省矿山安全科学研究院李绍泉所长、研究员韩真理院副总工程师、副所长李青松助理工程师聂国洪工程师马曙助理工程师解庆雪助理工程师苏恒瑜助理工程师林华矿业林华矿井刘青华矿总工程师唐德田矿副总工程师许朝进通防科副科长侯玉强通防科副科长报告审定人员姓名职称职务签字龙祖根研究员总工程师李绍泉研究员所长周子成高级工程师安全顾问目录1矿井及工作面概况11.1矿井概况11.2矿井开拓方式51.3工作面概况522093工作面瓦斯防突措施82.1区域综合防突措施82.2局部综合防突措施82.3工作面顺槽掘进过程中瓦斯突出危险性实录1132093工作面消突评价实施方案制定143.12093工作面消突评价的必要性143.2消突评价实施方案制定过程1542093工作面消突评价194.1消突评价方法及指标194.2消突评价现场实施情况214.3消突措施效果评价参数测定及实验参数214.4消突效果评价分析334.5结论345建议35参考文献36前言对于煤矿而言，安全开采是建设安全、高效现代化矿井的前提，也是提高经济效益的根本途径，为了确保矿井的安全生产，工作面采掘前必须进行突出危险性评价。开展工作面采掘前消突评价现已纳入国家法律法规要求，同时开展工作面消突评价为完善矿井消突措施提供了科学依据，因此，对矿井采掘工作面进行消突评价是十分必要的且具有重要的现实意义。林华矿井位于贵州省西北部毕节地区金沙县境内的金沙－黔西向斜北西翼中段，井口及工业场地位于新化乡风岩村红岩附近。矿井井口东距金沙县城13.0km，井田面积21.8km2，G326国道从矿井井田中部穿过。矿井共划分为五个采区，首采二采区9号煤层，矿井年设计生产能力150万t/a，服务年限51a。根据煤炭科学总院重庆分院2004年5月提交的《贵州林华矿业二采区瓦斯基本参数测定及突出性危险评价报告》，林华矿二采区9号煤层鉴定为突出煤层。2001～2006年间在二采区井下施工过程中，共发生过24次煤与瓦斯突出动力现象，其中23次发生在9号煤层。2093工作面走向长850m，倾向长160m，煤层厚度0.8~3.2m，倾角8~11°。2093工作面为矿井首采面，煤层原始瓦斯含量经煤炭科学总院重庆分院测定为17.006m3/t，绝对瓦斯涌出量为17.6m3/min。现2093采面已形成，在2093采面准备期间，矿井已在该采面运输顺槽和回风顺槽布置了本煤层顺层预抽钻孔，对2093采面范围内煤层实施了区域防突措施。实施区域预抽防突措施的效果是否满足消突的要求，根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》中的有关规定，应对实施防突措施的区域进行消突效果验证和考察。为此，贵州林华矿业与我院签订了《林华矿井2093工作面消突评价》合同(合同编号：黔矿安院(2023)咨合字第10号)。本次评价工作遵循的依据是：1、《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，2023年；2、《防治煤与瓦斯突出规定》，国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2023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》，MT1037-2007。根据合同要求，本评价工作于2023年9月份开始工作，历经近4个多月的时间，在林华矿井、贵州省矿山安全科学研究院科研技术人员的共同努力、密切配合下，圆满完成了林华矿井2093工作面消突评价的任务。1矿井及工作面概况1.1矿井概况1.1.1交通位置林华井田位于贵州省金沙县西南，距县城10km，地域属新化乡、西洛乡管辖。林华矿井井口及工业广场位于新化乡风岩村红岩附近，主斜井井口标高1222.00m，副立井井口标高1206.80m，距G326国道1.49km，距金沙电厂16.0km。区内公路、铁路运输十分便利，国道G326线纵贯井田中部，川黔铁路及川黔公路于井田东部通过。金沙至黔西76km，至遵义9lkm，至川黔线南宫山站80km。矿井交通位置详见图1-1。1.1.2井田地质概况1.1.2.1井田地质特征井田及其临近出露地层有：下二叠统茅口组，上二叠统龙潭组、长兴组，下三叠统夜郎组、茅草铺组，第四系。㈠下二叠统（P1）茅口组（P1m）：出露于井田外北及北西侧，井田内钻孔揭露最大厚度为83㈡上二叠统（P1）⑴龙潭组（P1l）：出露于井田北部及西部外围。厚91.54～126.91m，平均10=1\*GB3①上段(P2l2)：标三顶界－长兴组底界。以粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩为主，夹细砂岩；上部夹灰岩、泥灰岩3－4层(含标一、标二)，单层厚多在1m以下。含煤5～14层，煤层编号为1～9号。含可采煤层1～5层，一般3层，其中4、5、9号煤层普遍发育较好，是井田内主要可采煤层。段厚43.73～75.13m，平均58.02m。=2\*GB3②下段(P2l1)：龙潭组底界至标三顶界。以粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩为主，夹细砂岩、灰质泥岩。底部为灰白、灰红色铝土质泥岩。本段含煤3－8层，煤层编号为10～15号。含可采煤层0～2层，一般2层（13、15号煤层）。段厚39.12～59.74m，平均48.48m。⑵长兴组（P1c）：为灰、深灰色中厚－厚层状燧石灰岩。厚33.22～49.80m，平均39.20m㈢下三叠统（T1）=1\*GB2⑴夜郎组（T1y）：出露于井田中部，由灰、深灰、紫灰、黄绿色泥岩、钙质泥岩、粉林华矿井林华矿井图1-1林华矿井交通位置图砂岩及灰岩、泥质灰岩组成，厚364～448m。根据岩性、化石分为三段：=1\*GB3①沙堡湾段（T1y１）：厚6.22～18.19m，平均14.55m。=2\*GB3②玉龙山段（T1y２）：厚199.43～240.54m，平均216.75m。=3\*GB3③九级滩段（T1y3）：厚153.73～178.22m，平均164.46m。夜郎组与下伏长兴组呈假整合接触=2\*GB2⑵茅草铺组（T１m）：分布于井田东部，井田内出露不全。与下伏夜郎组呈整合接触。厚400～510m。分上、下两段：=1\*GB3①第一段(T1m1)：厚371～546m，一般431m。=2\*GB3②第二段(T1m2)：厚15～60m，一般厚37m。㈣第四系（Q）：为残积、坡积、冲积物等，厚0～14m。1.1.2.2地质构造井田位于金沙——黔西向斜的北西翼，总体呈一向斜构造，断层稀少，并有次一级褶曲（新华向斜）。㈠褶曲金沙—黔西向斜位于井田之东侧，轴长约20km，走向NNE20°，向斜宽20余km，其轴线在平面上呈“Ｓ”形，北面变为北东东向，南面为北东向，为一开阔不对称向斜。新华向斜位于井田中部，走向NEE70°左右，井田内长约4km，包括区外其清楚段长约11km，为金沙—黔西向斜北西翼的次一级褶曲，为一宽缓的不对称向斜，轴面倾向北西，向斜宽约2～㈡断层井田内发现断层15条，其中：小于30m的断层6条，隐伏断层9条。井田边界断层主要有F61、F62。F61为一倾向逆断层，位于井田南部16勘探线的浅部，走向NNE，倾向SE，倾角70°。断层由外向内延伸，井田内多为第四系覆盖，延伸长约0.5km，落差0～20m，断层在井田外落差可达30m。F62为一倾向正断层，位于井田南部边缘，延伸长1.9km，走向NE，倾向NW，倾角79°，落差1.1.2.3水文地质概况矿井井田含煤地层以间互状弱含水层为主，茅口组、长兴组、玉龙山段灰岩为强含水层。岩溶水主要靠大气降水通过岩溶漏斗、落水洞及溶隙等渗入补给，其运动方向受地质构造及地貌等因素控制，往往具有较大面积的补给和较长途径的径流，排泄于当地侵蚀基准面之沟谷或溪流中。裂隙水主要靠大气降水通过地表风化裂隙等渗透补给，多为源排泄，井泉流量一般较小。西洛河上游支流穿过煤系的地段，水文地质条件较复杂。此外，浅部煤矿和老窑积水是矿床浅部开采的充水隐患，在建设和生产时要严加防范。1.1.3煤层赋存特征矿井井田范围内含可采及局部可采煤层5层，分别为4号、5号、9号、13号、15号其中全区基本可采1层（9号煤层），大部可采煤层2层（4号、5号煤层），局部可采煤层2层（13号、15号煤层）。可采煤层特征详见表1-1。可采煤层均为低中灰～中高灰、特低硫～高硫分、中低～特高热值无烟煤。表1-1可采煤层特征表煤号全层厚度平均(m)采用厚度平均(m)煤层倾角（°）夹石层数对比可靠程度稳定程度可采程度煤层间距平均(m)40.30-3.881.680.30-3.881.218～12110-30-2较可靠不稳定大部6.0050-3.861.430-2.101.188～12110-30-2较可靠较稳定大部014.3491.27-5.793.011.27-5.792.778～12110-31可靠较稳定全区31.65130.20-2.931.000.77-2.361.148～12110-40-2可靠极不稳定局部12.37150-3.091.300.70-2.691.148～12110-41-3可靠不稳定局部1.1.4矿井通风及瓦斯涌出情况该矿井为煤与瓦斯突出矿井，采用分区抽出式通风。根据林华矿井提供的资料，二采区平均总进风量为5316m3/min，平均总回风量为5673m3/min，总回瓦斯浓度为0.4％～0.58％，绝对瓦斯涌出量为25.6～33.6m3/min。煤巷掘进头3个（胶带斜巷、回风斜巷、1293回风顺槽），均采用功率为45×2KW的对旋式轴流扇风机送风，供风最长距离为1062m，工作面风量（风筒出口风量）为540～740m31.1.5煤尘爆炸危险性、煤层自然发火及地温情况1.1.5.1煤尘爆炸危险性根据《贵州省金沙县林华井田精查地质报告》，本矿井煤层煤尘无爆炸危险。1.1.5.2煤层自燃发火情况根据《贵州省金沙县林华井田精查地质报告》，本矿井煤层无自然发火倾向，属不易自燃煤层。1.1.5.3地温本矿井无地温异常现象。1.2矿井开拓方式井田开拓矿井设计为斜——立井开拓，主斜井井口标高，井筒长1038m；副立井井口标高1206.80m，井深408m；回风立井井口标高+1200m，井深392m。矿井采用一个水平，上、下山开采，+800m水平轨道大巷布置在9号煤层底板岩层中，胶带大巷布置在9号煤层顶板，回风大巷布置在5号煤层底板。矿井设计以一个水平、两个采区、两个综采工作面达到设计生产能力。采区划分矿井划分为5个采区，其中＋800水平以上由南向北依次划分为一、二、三3个采区，＋800水平以下由南向北依次划分为四、五两个采区。矿井开拓现状矿井主斜井、副立井、回风立井及+800m水平轨道大巷、胶带大巷已施工到位。并通过矿井二采区已施工的＋800～＋1040m胶带运输上山和回风上山与二采区行人进风斜井和回风斜井形成了矿井全负压通风系统。二采区进风斜井井口标高为+1224.77m、回风斜井井口标高为+1224.67m，井底标高为+1040m标高。＋800～＋1040m胶带运输上山和回风上山上段布置在9号煤层中，下段分别布置在9号煤层顶板或底板。＋800～＋1040m轨道上山由上往下施工，沿9号煤层布置，暂施工至+928m标高。+800m水平轨道大巷布置在9号煤层底板岩层中，胶带大巷布置在9号煤层顶板。目前矿井只形成了二采区2093工作面一个采面。1.3工作面概况1.3.12093采面巷道布置及煤层赋存情况2093回采工作面是林华矿二采区首采面，位于二采区西边第一区段。工作面运输巷设在+1040m标高；回风巷设在+1080m标高、辅助回风巷设在+1085m标高。由于采面西边煤层变薄，因此，矿井将采面回风巷东段设在+1072m标高。2093工作面走向长850m，倾向长160m。2093工作面煤层厚度为0.8~3.2m，中间上山以西煤层由上至下，煤层厚度变化较大。中间上山以西回风顺槽所揭露的煤层较薄、厚度为0.53~1.4m，煤层中夹矸较厚；运输顺槽所揭露煤层均较厚，厚度均在3m左右，煤层中夹矸较薄。倾角8~11°。2093采面巷道布置及煤层赋存、构造情况详见图1-2。1.3.2煤层原始瓦斯赋存参数根据煤炭科学研究总院重庆分院2004年5月提交的《贵州林华矿业二采区瓦斯基本参数测定及突出危险性评价报告》，2093采面测定的煤层原始瓦斯压力及瓦斯含量情况见下表。表1-22093采面测定的煤层原始瓦斯压力及含量情况表测定煤层测定地点钻场标高（m）测定的煤层原始瓦斯压力P(MPa)测定的煤层原始瓦斯含量W(m3/t)9号煤层南回风平巷变电所处+1046.40.32北回风平巷距三联巷50m处+1046.40.9314.444南运输大巷距四联巷口30m处+1043.70.717.0061.3图1-22093采面巷道布置及煤层赋存、构造情况示意图22093工作面防突措施林华矿井在2093运输巷、回风巷和切眼掘进期间，按照国家颁布的相关规程和规范，采取了区域综合防突措施和局部防突措施。区域综合防突措施工艺流程为“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”；局部综合防突措施工艺流程为“工作面突出危险性预测→工作面防突措施→工作面措施效果检验→安全防护措施”。2.1区域综合防突措施2.1.1防突措施的选择针对2093工作面的具体情况，林华矿井选择在上、下顺槽相向施工顺层长钻孔抽采煤层瓦斯的区域性防突措施。2.1.2工作面瓦斯抽采情况根据9号煤层的特征、赋存情况、巷道布置特点以及2093工作面实际情况，采用分别在运输巷、回风巷施工顺层钻孔进行提前预抽煤层瓦斯的消突技术。林华矿井二采区2093采面自2007年10月份连管预抽以来，前后共布置438个预抽钻孔，钻孔布置如图2-1所示。预抽钻孔孔径Φ75mm，孔间距3~5m，孔深70~110m，封孔材料为聚氨酯，封孔深度4~6m，钻孔角度与煤层倾角一致，抽放负压15~17KPa。截止到2023年11月份，累计抽采量524.114万m3，累计风排瓦斯量242.737万m3。2.2局部综合防突措施2.2.1瓦斯突出危险性预测突出危险性预测和防突措施效果检验采用瓦斯解吸指标（K1）和钻屑量（S）两项指标进行煤巷掘进工作面瓦斯突出危险性预测。各指标预测瓦斯突出危险性的临界值如表2-1所示。表2-1瓦斯突出危险性预测与消突措施效检指标临界值S(kg/m)K1(ml/g.min0.5)突出危险性≥6≥0.5突出危险＜6＜0.5无突出危险采用钻屑解吸指标、钻屑量指标法预测2093运输巷、回风巷掘进工作面和2093回采工作面突出危险性，预测步骤如下：图2-12093工作面顺层钻孔分布图①在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、深度为10m的钻孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0.3~0.5m，终孔控制巷帮轮廓线外2~4m，钻孔布置图见图2-2。②预测孔每钻进1m测定一次钻屑量S、每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。③测定钻屑量S、钻屑瓦斯解吸指标K1的三个预测孔中，任何一个预测孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数均小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。图2-2煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置示意图④采用煤巷掘进工作面突出危险性预测方法，沿工作面运输巷（或超前顺槽）每隔10m布置一个预测钻孔，孔深15m。最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1超过表2-1确定的临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。反之工作面无突出危险性。预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2.2.2工作面消突措施林华矿井目前针对9号煤层煤巷掘进条带煤层瓦斯的防突措施为利用掘进工作面施工迎头，向煤巷掘进工作面前方掘进条带施工本煤层顺层预抽瓦斯钻孔，钻孔孔径为Φ90mm、钻孔布置见图2-3。图2-3煤巷掘进工作面预抽钻孔布置示意图2.2.3效果检验效果检验方法与瓦斯突出危险性预测方法相同。检验孔一般布置在措施孔与措施孔或预测孔与措施孔之间，若所有检验孔的所有检验指标均小于临界值时，则认为措施有效；否则，需要继续对钻孔进行瓦斯抽采，直至效果检验有效为止。2.2.4安全防护措施2093回采工作面顺槽掘进过程采取的安全防护措施有：设置两道反向风门，佩带隔离式自救器，远距离放炮，压风自救系统。2.3工作面顺槽掘进过程中瓦斯突出危险性实录由于林华矿井自建井伊始，经过了几次改组，领导班子及通风、防突部门技术人员也重组多次，致使大量矿建期间原始资料丢失。贵州省矿山安全科学研究院项目科研人员去现场收集的工作面顺槽掘进过程中预测预报及效检指标数据时，2093运输巷的钻屑量、钻屑解吸指标仅有4组；2093回风巷只有从巷道471.9m至588.4m处的29组数据，这些数据均为没有采取措施前的预测预报测值。整理以上全部数据，分析工作面顺槽掘进过程中消突前的瓦斯突出危险性如下。2.3.1钻屑量指标实测结果2093运输巷、回风巷、切眼工作面掘进过程中预测（效检）指标钻屑量S随巷道进尺变化曲线见图2-4～2-6。图2-42093运输巷S随巷道进尺变化曲线图2-52093切眼S随巷道进尺变化曲线图2-62093回风巷S随巷道进尺变化曲线从图2-4～2-6可以看出，在林华矿井现有预测预报及效检指标数据基础上，所统计的2093采面全部钻屑量S预测突出危险性指标中，均未出现指标超标现象。2.3.2钻屑瓦斯解吸指标（K1）实测结果2093运输巷、回风巷、切眼工作面掘进过程中预测（效检）指标钻屑瓦斯解吸指标K1值随巷道进尺变化曲线见图2-7～2-9。图2-72093运输巷K1随巷道进尺变化曲线图2-82093切眼K1随巷道进尺变化曲线图2-92093回风巷K1随巷道进尺变化曲线由图2-7～2-9分析得知，2093工作面在未采取消突措施前，2093运输巷现有的4组数据K1全部超标，巷道进尺为20.5m，指标超标率为100%；2093切眼统计了120m的巷道进尺共37组有效数据，钻屑解吸指标K1值超过临界值13次，指标超标率为35%；2093回风巷统计了116.5m巷道进尺共29组数据，其中，K1值超过临界值10次，指标超标率为34.5%。由此可以看出，2093采面各顺槽及切眼工作面掘进期间具有较大的突出危险性，并于2006年7月2日在开切眼打钻过程中发生过一起重大煤与瓦斯突出事故，更引起了林华矿业及林华矿井的各级领导和职工的高度重视，遂在有关科研单位的指导下，采取了一系列的防突措施进行2093工作面消突工作。另外，从上分析可知林华矿井9号煤层突出预测指标对钻屑解吸指标K1值比较敏感，今后局部防突措施中应重点应用此项指标及分析相关数据。自从2007年10月2093采面进行采前大面积预抽消突措施以来，抽采时间累计已有三年多时间，据了解，2093工作面的消突效检指标超标率得以大幅度下降，但由于9号煤层中间有一薄层软煤和夹矸存在，构造比较复杂，虽然采取的消突措施行之有效，在此次工作面采前消突评价项目实施中，还需引入工作面瓦斯抽排率指标进行考察验证。32093工作面消突评价实施方案制定3.12093工作面消突评价的必要性2093回采工作面为二采区首采面，在工作面顺槽掘进前和掘进过程中均对工作面煤体实施了瓦斯预抽，且抽出了大量的瓦斯，极大的降低了瓦斯危害程度。但是，由于二采区9号煤层原始瓦斯含量高，瓦斯压力大，虽然经过长时间的预抽，但2093回采工作面的煤体是否已经消除了煤与瓦斯突出危险性、是否满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求需要进一步验证和考察，开展二采区首采工作面采前评价的必要性具体如下：⑴开展工作面采前消突效果评价是国家法律法规的要求。采用煤层预抽作为消突措施时，按照《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）要求，突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降低到煤层始突深度的瓦斯含量以下或瓦斯压力降低到煤层始突深度的瓦斯压力以下，若没有考察出煤层始突深度的瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。我国2023年颁布的《防治煤与瓦斯突出规定》第5条规定，突出矿井需进行区域措施效果检验以及工作面措施效果检验，也即明确要求了突出矿井在开采前应对采掘面进行消突效果评价，只有在各项指标均满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）后方可允许采掘。林华矿井为煤与瓦斯突出突出矿井，工作面采掘前必须对瓦斯抽采效果进行评价，检验工作面是否消除了突出危险性，只有在工作面已经消除了突出危险性，且各项指标满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）要求的情况，方可进行采掘。⑵开展工作面采前消突效果评价是建设高效安全矿井的需要。高效安全矿井建设是国有煤炭企业转变经济增长方式、提高经济效益的根本途径。而建设高效安全矿井，首要问题就是建设高效安全的回采工作面，技术装备和煤矿灾害是制约工作面能否高效安全的主要因素。林华矿井二采区建井期间曾发生过24次煤与瓦斯突出动力现象，其中还包括一起重大煤与瓦斯突出事故，9号煤层瓦斯含量高，所处的地质条件并不非常复杂，制约工作面高效安全的主要因素是瓦斯灾害。因此，在工作面采前进行瓦斯突出危险性评价，判断各项指标是否满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求，在不满足安全生产条件的区域补充消突措施，直至整个工作面煤体已完全消除瓦斯突出危险性，且各项指标均满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求，才能实现工作面高效安全。因此，建设高效安全矿井，工作面采前必须进行突出危险性评价。⑶开展工作面采前消突效果评价是保证矿井安全生产的必然要求。安全生产关系着国家经济发展和社会的稳定，是煤矿工作的头等大事，而瓦斯治理又是安全工作中的重中之重。因此，为确保矿井安全生产，工作面采掘前必须进行瓦斯参数测定和采前突出危险性评价，只有采掘工作面煤体消除突出危险性，各项指标小于限定值，在采掘过程中才能保证不发生煤与瓦斯突出事故。因此，为确保矿井安全生产，矿井应树立“不掘突出头、不采突出面”的理念，即在工作面采掘前进行突出危险性评价，只有在消除突出危险的情况下，方可进行采掘作业。⑷开展工作面采前消突效果评价为完善矿井消突措施提供科学依据。突出矿井为了避免发生煤与瓦斯突出事故，在工作面采掘前均实施了消突措施，但是，仅仅执行了消突措施是不够的，还要保证消除措施切实使煤层消除了突出危险性，只有各项指标满足要求后方可进行采掘活动，未消除突出危险性的煤层不得进行采掘活动。因此，开展工作面采前突出危险性评价是对消突措施消突效果的检验，通过瓦斯突出危险性评价，查找消突措施存在的问题和不足，并在以后工作面执行消突措施时进行改善，使消突措施能在短时间内有效的消除突出危险性。因此，开展工作面采前突出危险性评价对矿井完善消突措施具有重要的现实意义。3.2消突评价实施方案制定过程2023年9月，林华矿井委托贵州省矿山安全科学研究院对其待采的2093回采工作面以及二采区轨道上山掘进条带消突效果进行评价，其主要任务是分析2093采面和轨道上山掘进条带区域的瓦斯抽采效果，评价工作面开采前瓦斯突出危险程度。考虑到项目难度大、任务重，为了保证项目的有序进行，贵州省矿山安全科学研究院随即成立项目攻关小组，项目攻关组由贵州省矿山安全科学研究院人员和矿方相关工程技术人员组成，组长分别由贵州省矿山安全科学研究院科研所所长李绍泉研究员和林华矿总工程师刘青华担任。前期准备工作中根据矿方提供的部分资料编写《林华矿井2093工作面及二采区轨道上山消突评价实施方案》(以下简称《实施方案》)。《实施方案》的主要实施内容与目标包括：⑴统计分析2093采煤工作面区域防突措施执行现状资料；⑵统计分析二采区轨道上山及运输上山、回风上山掘进期间区域防突措施执行现状资料；⑶评价单元划分及合理分布测点；⑷根据《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）和《防治煤与瓦斯突出规定》中区域性预抽煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出消突效果评价方法，严格按照AQ及MT相关技术标准进行瓦斯基础参数测试，采用煤层残余瓦斯含量（压力）、预抽率、综合指标法等一些指标，对2093采面、轨道上山掘进工作面区域防突措施消突效果进行评价，为保证工作面安全回采和掘进提供技术科学依据和技术支撑；⑸若工作面被评价为具有突出危险性，根据工作面实际情况，制定切实可行的补充消突措施。2023年10月，研究院项目组主要科研人员去林华矿井现场实地考察2093工作面预抽钻孔布置数量、抽采量及其他参数，与矿领导进一步交流，就项目开展工作与实施方案内容达成共识。并收集与分析林华矿井区域防突措施资料，整理分析现场测试数据，设计区域性预抽煤层瓦斯评价指标测点分布，细化《实施方案》，确定评价方法及指标的选取，明确现场工作量、仪器准备情况、实验室测定参数及项目完成时间。2023年10月底至2023年11月，贵州省矿山安全科学研究院项目组人员进驻林华煤矿，历经20天时间，系统的收集了2093工作面瓦斯地质条件、顺槽掘进过程中突出危险性预测指标、工作面预抽钻孔布置及预抽瓦斯量等资料，在2093回风巷、运输巷采集煤样，送实验室共测定了7组瓦斯基本参数，根据煤层赋存情况，采面预抽孔布置位置及抽采现状，合理布置测点，并在现场测定了28组残余瓦斯含量。在本项目实施过程中，因二采区轨道上山掘进条带区域暂不具备井下施工条件，现阶段只完成2093回采工作面消突评价工作。《实施方案》中设计2093运输巷分布10个测点、切眼处3个测点、回风巷5个测点，1293运输巷分别向煤体两侧各布置2个测点，共计施工22个钻孔，孔深50～100m，如图3-1所示，钻孔参数如表3-1。2093采面计划利用20个钻孔测点进行残余瓦斯含量参数测试，当钻孔钻至30m时测定一组数据，然后根据需要，每钻进20～30m进行一次现场解吸量工作，以便最大可能控制煤层预抽空白带区域范围。预计共测定20～50组现场解吸量，并根据现场所测定的数据进行损失瓦斯量计算，最后，取一定数量的解吸罐送至实验室测定残存瓦斯量。《实施方案》中计划在2093采面选取2个预抽钻孔采用直接法测定煤层残余瓦斯压力，钻孔布置如图3-1所示。表3-12093采面9号煤层消突评价设计钻孔施工参数表钻孔编号测试煤层开孔位置钻孔参数备注方位(°)倾角(°)钻孔长度(m)9-192093回风巷K0+215m45-670设计测试煤层残余瓦斯含量钻孔9-292093回风巷K0+275m45-6709-392093回风巷K0+366m45-6709-492093回风巷K0+450m45-6709-592093回风巷K0+531m45-6709-692093切眼刀把处+6m13931009-792093切眼刀把处+4m13531009-892093切眼刀把处+2m13131009-992093运输巷北回风平巷+293m22514609-1092093运输巷北回风平巷+245m225141009-1192093运输巷北回风平巷+201m22514709-1292093运输巷北回风平巷+176m22514609-1392093运输巷北回风平巷+139m22514759-1492093运输巷北回风平巷+100m225141009-1592093运输巷北回风平巷+28m22514809-1692093运输巷北回风平巷+0m225141009-1792093运输巷北回风平巷-26m225141009-1892093运输巷北回风平巷-78m23114809-1991293运输巷+63m31831009-2091293运输巷+68m31231009-2191293运输巷+68m13831009-2291293运输巷+63m13231009-2392093运输巷北回风平巷-128m2261450测压钻孔9-2492093运输巷北回风平巷-284m226145042093工作面消突评价4.1消突评价方法及指标根据林华矿井2093回采工作面实际采用的煤层预抽消突措施实施情况，按照《防治煤与瓦斯突出规定》第55条规定，在进行预抽回采工作面煤层防突措施效果评价时，如果评价范围内各钻孔的抽排时间差别过大及钻孔间距过大，应将评价区域划分为不同的评价单元进行评价，因此，林华矿井2093采面应根据工作面预抽钻孔的抽采时间和间距，对2093采面划分为不同的评价单元。在分析2093采面回风、运输顺槽掘进过程中瓦斯突出预测指标测值、瓦斯涌出量的基础上，结合2093回采面预抽钻孔分布位置、方式，布置测点，即评价测值孔需控制到预抽孔可能存在的空白带和地质构造影响带，确保用于评价消突效果的参数能够反映每个评价单元的真实情况。根据以上所述，本项目将按照图4-1所示的技术路线进行研究分析。资料统计分析资料统计分析预抽钻孔分布、预抽钻孔分布、瓦斯抽排率研究煤层瓦斯基础参数测试煤层瓦斯基础参数测试与计算残余瓦斯含量（压力）工作面瓦斯抽排率残余瓦斯含量（压力）工作面瓦斯抽排率突出危险性评价突出危险性评价无突出危险有突出危险无突出危险有突出危险安全回采制定补充消突措施安全回采制定补充消突措施图4-1林华矿井2093采面消突评价技术路线图根据《煤矿安全规程》（2023年版）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）相关条款以及《防治煤与瓦斯突出规定》（2023年版）第52条规定：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证实有效的指标和方法进行措施效果检验。因此，本项目研究将根据统计资料和测定参数，拟采用煤层残余瓦斯含量（压力）指标法对2093采面消突措施效果进行评价，并辅以工作面瓦斯抽排率指标法进行验证。当采用工作面抽排率指标进行评价时，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第56条规定：“采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：……（二）若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围……”，需考虑巷道预排瓦斯带宽度影响范围。据上分析及图4-1所示得知，主要评价指标为残余瓦斯含量（瓦斯压力）法，辅助工作面瓦斯抽排率指标法相印证，各指标具体测试步骤及计算方法如下所述。⑴残余瓦斯含量（瓦斯压力）法按照《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006），要求突出煤层开采前，预抽钻孔控制范围内的煤层瓦斯含量必须降到始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下，若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。⑵工作面瓦斯抽排率工作面瓦斯抽排率由下式计算：式中——工作面平均瓦斯抽排率，%；——巷道掘进过程工作面平均瓦斯自然排放率，%；——工作面平均瓦斯预抽率，%；——工作面巷道掘进（含预抽钻孔施工）过程瓦斯自然排放量，m3；——工作面预抽瓦斯量，m3；——工作面瓦斯储量，m3。《煤矿安全规程》第190条规定，“预抽煤层瓦斯后，必须对预抽瓦斯防治突出效果进行检验，其有效性指标应根据矿井实测资料确定。如无实测数据，可依据下列指标之一确定：‘……（二）煤层瓦斯预抽率大于30%……’”；《煤矿瓦斯抽采基本指标》也有类似规定。4.2消突评价现场实施情况4.2.1残余瓦斯含量测定根据以上《实施方案》制定计划，结合现场具体情况，在实际施工测点钻孔参数时，由于矿方未能准确提供2093采面煤层赋存情况，煤体内一些小断层、构造不能够准确分辨，造成9-3孔、9-5孔、9-12孔、9-14成孔不好，如9-3孔、9-5孔施工过程中32～50m遇见顶底板，9-14孔处有构造，然后在9-3孔、9-5孔、9-14孔预定地点偏移一些距离进行了补孔，除9-5孔补孔1出现断杆情况、9-14孔周边10m范围内均有构造未能打到指定位置以外，还有切眼处计划布置的三个钻孔因采面有综采设备，且煤体在此处变薄，仅上部贴着顶板处有0.8m厚的煤层外，下部皆为矸石，钻机无法摆放进行平行孔施工，1293运输巷已经进行了密闭，不能行人，此处计划向两边煤体施工各两个测点钻孔未能如愿外，其它9-5补孔2、9-3补孔等剩下钻孔在设计参数基础上，结合现场钻机摆放、开孔地点等具体情况进行一些调整后开钻，共施工24个钻孔，有效钻孔18个。实际有效钻孔测点分布图见图4-2所示，具体参数见表4-1。4.2.1残余瓦斯压力测定按照《实施方案》计划布置测点要求，现场利用两个预抽钻孔外接压力表进行残余瓦斯压力直接测定，测试地点见图4-2所示，具体参数见表4-1。4.3消突措施效果评价参数测定及实验参数4.3.1煤层残余瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是单位重量的煤体中所含有的换算为标准状态时的瓦斯体积量，常用m3/t或ml/g作为计量单位。瓦斯含量测定方法为井下钻屑解吸法，其主要原理是：井下采集煤样，实测煤样瓦斯解吸量，根据煤样瓦斯解吸规律推算取样过程煤样的损失瓦斯量，然后在实验室测定煤样的残余瓦斯量，最后根据煤样的取样损失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、残余瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。4.3.1.1解吸瓦斯量瓦斯解吸量V0的测定，测定步骤如下：⑴在工作面施工钻孔，当钻孔钻至预定煤层取样地点时开始计时，利用压风钻进排粉，在钻孔孔口用煤样罐收集煤屑，至煤样罐收集满煤屑开始解吸所用时间记为t1；⑵将煤样罐与FHJ-5型瓦斯解吸速度测定仪（图4-3）连接。记录煤样装罐后开始解吸测定所用的时间t2，测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量Vi，瓦斯解吸量的测定一般2个小时左右；⑶现场解吸完成后，拔出针头，将煤样罐拧紧不漏气，然后，送实验室进行再次解吸和脱气。本次评价现场测定，共解吸瓦斯数据28组，现场解吸瓦斯结果详见表4-2，计算结果见表4-3解吸量(m3/t·r)表格栏中所示数据。现场解吸瓦斯结束后，将现场解吸瓦斯量相对较大且具有代表性的9-6孔、9-13孔、9-14孔、9-15孔不同孔深共5组煤样送实验室进行残存瓦斯含量和可燃质质量的测定。表4-12093采面9号煤层消突评价钻孔实际施工参数表钻孔编号测试煤层开孔位置钻孔参数备注方位(°)倾角(°)钻孔长度(m)9-192093回风巷K0+65m45-665实际施工测试煤层残余瓦斯含量钻孔9-292093回风巷K0+170m45-6509-392093回风巷K0+250m45-6709-492093回风巷K0+301m45-6609-592093回风巷K0+361m45-6709-692093回风巷K0+431m45-6729-792093回风巷K0+561m45-7709-892093回风巷K0+609m45-7669-992093北回风平巷+391m22514609-1092093北回风平巷+297m22514609-1192093北回风平巷+246m22514809-1292093北回风平巷+175m22515769-1392093北回风平巷+138m225151009-1492093北回风平巷+83m22515759-1592093北回风平巷+56m22515749-1692093北回风平巷+0m225141009-1792093北回风平巷-56m225141009-1892093北回风平巷-77m23114769-1992093北回风平巷-128m2261450测压钻孔9-2092093北回风平巷-284m2261450表4-2现场实测瓦斯解吸量数据结果表编号孔号测试具体位置解吸时间（min）解吸瓦斯量（ml）19-12093回风巷K0+65m孔深30m306429-12093回风巷K0+65m孔深50m307039-22093回风巷K0+170m孔深34m303249-32093回风巷K0+250m孔深30m302059-32093回风巷K0+250m孔深50m301869-32093回风巷K0+250m孔深70m306479-42093回风巷K0+301m孔深60m303889-52093回风巷K0+361m孔深50m302699-52093回风巷K0+361m孔深70m4066109-62093回风巷K0+431m孔深50m3030119-62093回风巷K0+431m孔深70m4080129-72093回风巷K0+561m孔深60m3086139-82093回风巷K0+609m孔深66m3068149-92093北回风平巷+391m孔深54m3074159-102093北回风平巷+297m孔深60m3032169-112093北回风平巷+246m孔深54m3066179-122093北回风平巷+175m孔深50m3016189-122093北回风平巷+175m孔深60m3014199-122093北回风平巷+175m孔深70m3014209-132093北回风平巷+138m孔深72m4088219-132093北回风平巷+138m孔深100m4096229-142093北回风平巷+83m孔深30m6056239-142093北回风平巷+83m孔深70m60210249-152093北回风平巷+56m孔深60m40114259-152093北回风平巷+56m孔深73m50206269-162093北回风平巷+0m孔深85m3036279-172093北回风平巷-56m孔深80m3024289-182093北回风平巷-77m孔深63m3022图4-3瓦斯解析仪及煤样密封罐4.3.1.2损失量计算瓦斯损失量Vi的计算，计算之前要首先将瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数按下式换算成标准状态下的体积Voi：式中：V0i——换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；Vi——不同时间解吸瓦斯测定值，ml；Po——大气压力，Pa；hw——量管内水柱高度，mm；Ps——hw下饱和水蒸汽压力，Pa；tw——量管内水温，℃。采用图解法计算瓦斯损失量。煤样解吸测定前的暴露时间为t0，t0=t1+t2；不同时间t下测定的V0i值所对应的煤样实际解吸时间为t0+t；用绘图软件绘制全部测点[(t0+t)0.5，V0i]曲线图，将测点的直线关系段延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标轴上的截距即为瓦斯损失量。本次评价，根据现场实际测得的瓦斯解吸量数据，绘制其瓦斯解吸规律曲线如图4-4～4-31。根据实验室测定的解吸煤样的可燃质质量[表4-3煤样可燃质重量(g)表格栏中所示结果]，其计算损失量结果详见表4-3[损失量(m3/t·r)表格栏中所示结果]。图4-49-1孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图图4-59-1孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图图4-69-2孔深34m处瓦斯解吸规律曲线图图4-79-3孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图图4-89-3孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图图4-99-3孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图图4-109-4孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图图4-119-5孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图图4-129-5孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图图4-139-6孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图图4-149-6孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图图4-159-7孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图图4-169-8孔深66m处瓦斯解吸规律曲线图图4-179-9孔深54m处瓦斯解吸规律曲线图图4-189-10孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图图4-199-11孔深54m处瓦斯解吸规律曲线图图4-209-12孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图图4-219-12孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图图4-229-12孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图图4-239-13孔深72m处瓦斯解吸规律曲线图图4-249-13孔深100m处瓦斯解吸规律曲线图图4-259-14孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图图4-269-14孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图图4-279-15孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图图4-289-15孔深73m处瓦斯解吸规律曲线图图4-299-16孔深85m处瓦斯解吸规律曲线图图4-309-17孔深80m处瓦斯解吸规律曲线图图4-319-18孔深63m处瓦斯解吸规律曲线图4.3.1.3残存瓦斯含量经过瓦斯解吸测定后，煤样在密封状态下送实验室进行加热（95℃恒温）真空脱气，即煤样粉碎前的第一次脱气。脱气完成后将煤样粉碎，再一次进行脱气。根据两次脱出气体量和瓦斯组分，求出煤样粉碎前后脱气的瓦斯量，即残存瓦斯量V2本次评价，根据现场解吸瓦斯量共28组数据中取最大的5组数据（9-6孔、9-13孔、9-14孔、9-15孔不同孔深处共5组煤样）送实验室进行残存瓦斯含量测定，煤样残存瓦斯含量测定结果详见表4-4。4.3.1.4残余瓦斯含量测定结果根据煤样解吸瓦斯量、损失瓦斯量和残存瓦斯量，按煤中可燃质重量计算煤样的瓦斯含量[表4-4残余瓦斯含量(m3/t·r)表格栏所示结果]：X=（V0+V1+V2）/G0式中：Vo——煤样瓦斯解吸量，ml；V1——煤样瓦斯损失量，ml；V2——煤样瓦斯残存量，ml；G0——煤样可燃质重量，g；X——煤样可燃质瓦斯含量，ml/g·r。将可燃质瓦斯含计算成原煤瓦斯含量可按下式计算：X0——原煤瓦斯含量，ml/g；Aad——原煤水分，%；Mad——原煤灰分，%。贵州省矿山安全科学研究院项目组研究人员利用井下钻屑解吸法对2093回采工作面残余瓦斯含量进行了测定，测点分布按照上述要求划分不同地质单元布置，见图4-2。现场实测28个残余瓦斯含量数据，其测定结果见表4-4[残余瓦斯含量(m3/t)表格栏所示结果]。表4-32093采面残余瓦斯含量现场实测、实验室测定数据及计算结果序号测试地点煤样可燃质重量(g)解吸(m3/t·r)损失量(m3/t·r）备注12093回风巷K0+65m孔深30m143.050.450.29其中：序号11、21、23、24、25煤样罐送实验室进行残存瓦斯含量测定22093回风巷K0+65m孔深50m131.700.530.1932093回风巷K0+170m孔深34m135.490.240.1142093回风巷K0+250m孔深30m152.140.130.0752093回风巷K0+250m孔深50m147.600.120.0362093回风巷K0+250m孔深70m151.380.420.2072093回风巷K0+301m孔深60m133.970.280.1882093回风巷K0+361m孔深50m141.540.180.0892093回风巷K0+361m孔深70m155.920.420.22102093回风巷K0+431m孔深50m152.890.200.10112093回风巷K0+431m孔深70m129.430.620.28122093回风巷K0+561m孔深60m137.760.620.15132093回风巷K0+609m孔深66m139.270.490.24142093北回风平巷+391m孔深54m160.460.460.16152093北回风平巷+297m孔深60m128.670.250.16162093北回风平巷+246m孔深54m158.950.420.20172093北回风平巷+175m孔深50m150.620.110.09182093北回风平巷+175m孔深60m143.050.100.08192093北回风平巷+175m孔深70m159.710.090.06202093北回风平巷+138m孔深72m146.080.600.26212093北回风平巷+138m孔深100m144.570.660.28222093北回风平巷+83m孔深30m138.510.400.17232093北回风平巷+83m孔深70m164.251.280.70242093北回风平巷+56m孔深60m148.580.770.17252093北回风平巷+56m孔深73m150.201.370.81262093北回风平巷+0m孔深85m140.030.260.15272093北回风平巷-56m孔深80m149.110.160.09282093北回风平巷-77m孔深63m164.250.130.07表4-4实验室测定残余瓦斯含量结果表序号测试地点煤样可燃质重量(g)解吸量(m3/t·r)损失量(m3/t·r）残存量(m3/t·r)残余瓦斯含量(m3/t·r)残余瓦斯含量(m3/t)12093回风巷K0+431m孔深70m129.430.620.288.119.006.8222093北回风平巷+138m孔深100m144.570.660.287.268.206.2132093北回风平巷+83m孔深70m164.251.280.706.398.376.3342093北回风平巷+56m孔深60m148.580.770.177.068.016.3352093北回风平巷+56m孔深73m150.201.370.816.999.166.404.3.2煤的瓦斯吸附常数测定煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标，也是间接法测定煤层原始瓦斯含量必不可少的重要参数。煤的瓦斯吸附常数只能在实验室测定，测定步骤如下：⑴从井下采集新鲜煤样，粉碎后取0.2～0.25mm粒度的试样300～400g装入密封罐中；⑵在恒温60℃高真空（10-2～10-3⑶在30℃⑷根据不同平衡瓦斯压力下的吸附瓦斯量（一般不少于6个点），按郎格缪尔方程W=abP/(1+bP)回归计算出煤对瓦斯吸附常数a和b值。利用以上方法，对2093回风巷、运输巷采取的9号煤层煤样进行了瓦斯吸附常数测定，测定结果见表4-5。表4-5煤的瓦斯吸附常数测定结果煤样采集地点吸附常数a（m3/t）b(MPa-1)2093回风巷K0+301m孔深60m处33.6241.8952093北回风平巷+56m孔深73m处36.3661.4744.3.3残余瓦斯压力测定㈠直接法测定现场实际操作中，按照图4-2测压点布置位置，借助2个预抽孔进行残余瓦斯压力直接测定，但因周边钻孔预抽、煤层赋存、封孔效果等多方面原因影响，实测压力值均为0。㈡间接法测定根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006），在已知瓦斯含量的情况下，可运用下式计算瓦斯压力：式中X——煤层瓦斯含量，m3/t；a——吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t；b——吸附常数，MPa-1；P——煤层绝对瓦斯压力，MPa；Aad——煤的灰分，%；Mad——煤的水分，%；K——煤的孔隙率，m3/m3；——煤的视密度，t/m3。根据以上公式，此次残余瓦斯压力值利用瓦斯含量进行反演计算。根据测定的煤层瓦斯含量值，反演获得的煤层瓦斯压力见表4-7。4.3.4工作面瓦斯抽排效果检验目前，2093工作面正在准备回采，截止到2023年11月15日，累计推进长度已达到18.4m。为了检验工作面瓦斯抽排效果，项目研究期间拟通过2093采面消突期间所预抽的瓦斯总量和巷道排放瓦斯总量进行瓦斯抽排率进行检验。巷道掘进过程中，煤层中的瓦斯会在瓦斯压力梯度作用下不断地通过巷道暴露煤壁面向巷道涌出瓦斯，随着瓦斯涌出时间的增长和瓦斯涌出总量的加大，回采工作面靠巷道一侧一定范围内的煤层瓦斯突出危险性会逐渐减小。由于巷道两侧的煤体会同时涌出瓦斯，因此，在考虑巷道瓦斯涌出对降低回采工作面煤层瓦斯突出危险程度的影响时，2093运输、回风两顺槽的巷道有效预排瓦斯带宽度值参考表4-6取13m。2093工作面走向长850m，倾向长160m，煤层计算厚度为3.2m，9号煤层测定原始瓦斯含量最大值为17.006m3/t，容重为1.43t/m3，2093运输巷、回风巷的巷道宽度都为3.8m。2093采面自2007年10月连管进行抽采截止到2023年10月份，累计抽采524.114万m3，累计风排瓦斯量242.737万m3。因此，2093工作面瓦斯抽排率计算为：=(524.114+242.737)×10000÷[850×(160+26+7.6)×3.2×1.43×17.006]×100%=59.89%表4-6不同煤种不同时间巷道预排瓦斯带宽度值煤壁暴露时间T/d排放带宽度h/m无烟煤瘦煤及焦煤肥煤、气煤及长焰煤256.59.011.5507.410.513.01009.012.416.015010.514.218.020011.015.419.725012.016.921.030013.018.023.04.4消突效果评价分析4.4.1残余瓦斯含量、残余瓦斯压力法表4-7残余瓦斯含量（瓦斯压力）法评价结果序号测试地点残余瓦斯含量(m3/t)残余瓦斯压力(MPa)评价结论112093回风巷K0+431m孔深70m6.820.58低于《煤矿瓦斯抽采基本指标》、《防治煤与瓦斯突出规定》限定值212093北回风平巷+138m孔深100m6.210.48232093