煤矿1172采面已经消除突出危险性报告采面消突报告(审)

PAGE34目录TOC\o"1-2"\h\z\u前言 21.矿井概况 41.1矿井地理位置、矿区范围及交通 41.2矿井地质概况 51.31172采面布置概况 161.4采面通风及瓦斯情况 172区域防突措施 173局部防突措施 183.1煤巷掘进工作面先抽后掘预抽煤层瓦斯 183.2回采工作面顺层钻孔抽采 183.3预抽煤层瓦斯主要设备的选择 193.4局部防突措施执行情况 293.5局部防突措施效果分析 293.6钻孔控制范围效果分析 314煤层残余瓦斯含量测定 315煤层残余瓦斯压力测定 326煤层突出危险性指标分析 336.1煤的破坏类型 336.2瓦斯放散初速度 336.3煤的坚固性系数 3471172采面突出危险性评价结论 34前言根据矿井开拓方式、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，矿区内K1a与K17煤层之间的层间距为83m，K17与K22煤层之间的层间距为27m，K22与K23煤层之间的层间距为10m，K23与K24a煤层之间的层间距为12m，K24a与K32煤层之间的层间距为14m，K32与K33煤层之间的层间距为13m，K33与K35b煤层之间的层间距为12m，K35b与K39煤层之间的层间距为13m，K39与K40煤层之间的层间距为4m，K40与K109a煤层之间的层间距为200m，K109a与K110a煤层之间的层间距为3m，故将K1a煤层划分为上煤组，K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b、K39、K40煤层划分为中煤组，K109a、K110a煤层划分为下煤组。矿井划分为2个水平，5个采区。一水平标高为＋1300m，水平以上的中煤组为一采区，水平以上的上煤组为二采区，水平以下的中煤组为三采区；二水平标高为＋1100m，水平以上的下煤组为四采区，水平以下的下煤组为五采区，本矿首采煤层为薄煤层；顶板为粉砂岩，底板为泥岩，稳定性一般。水文地质条件复杂程度为中等类型；按煤与瓦斯突出矿井设计，鉴定不突出区域按煤与瓦斯突出矿井非突出区域进行设计和管理；无冲击地压现象，布置的1172采面，采用走向长壁后退式采煤法。根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月出具的突出危险性鉴定报告，捡材沟煤矿17号煤层在矿界范围内F8断层以西+1300m标高及以上水平无煤与瓦斯突出危险性。根据我矿1172采面局部防突措施实施及防突效果的分析、残余瓦斯含量、残余瓦斯压力、突出危险性指标分析，水城县阿戛捡材沟煤矿1172采面已经消除突出危险性。本次评价工作遵循的依据是：⑴《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）；⑵《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2009年）；⑶《保护层开采技术规范》，（AQ1050-2008）； ⑷《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）； ⑸《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）； ⑹《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》安监总煤装〔2011〕163 号。 1.矿井概况1.1矿井地理位置、矿区范围及交通捡材沟煤矿位于水城县阿戛乡格目底向斜南东端仰起处，行政区划属水城县阿戛乡管辖。地理座标为：东经105°03′29″～105°04′11″，北纬26°25′45″～26°26′25″。根据贵州省国土资源厅2011年1月颁发的采矿许可证，矿区呈不规则多边形，走向长0.8～1.24km，倾斜宽0.94～1.16km。与周边矿井无矿界重合。矿区范围拐点坐标见表1-1。表：1-1水城县阿戛捡材沟煤矿矿区拐点坐标拐点编号X坐标Y坐标12924342.0835506866.5722924342.0835505936.5732925131.0835505733.5742925613.0835506641.5752925267.0835506887.57面积1.1156k㎡开采深度由+1500m至+1000m矿井距水城县人民政府（双水）23km，距六盘水市区32km，紧邻203县道，距水（城）黄（果树）高等级公路法那收费站4km，交通较为方便。捡材沟煤矿捡材沟煤矿交通位置图1-11.2矿井地质概况1.2.1 地层区内出露地层由老至新有：二叠系上统峨眉山玄武岩组、龙潭组，三叠系下统飞仙关组、永宁镇组及第四系。现分述如下：1.2.1.1.二叠系上统（P3）1）峨眉山玄武岩组（P3β）分布于矿区东部外缘。上部为灰绿、深灰色拉斑玄武岩、间隐结构玄武岩，夹4～12m之紫、黄褐、灰绿色凝灰岩或凝灰质粉砂质粘土岩。下部为深灰黑色块状拉斑玄武岩及少量玄武质熔岩、集块岩、玄武质凝灰熔岩。与下伏茅口组地层呈假整合接触。厚度180～250m。2）龙潭组（P3l分布在矿区东部，为一套海陆交替相碎屑岩夹碳酸盐岩含煤沉积。岩性以灰、浅灰、黄灰等色，簿～中厚层状粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩和泥岩为主，中夹炭质泥岩、菱铁岩条带及灰岩6～10层，含煤层50余层，其中，可采和局部可采煤层12层。盛产腕足、瓣鳃、腹足等动物化石及羊齿类植物化石。组厚412.4m。与下伏峨眉山玄武岩组呈假整合接触。根据岩性、岩相、生物化石特征和含煤性，区内龙潭组可分为四段，自下而上分述如下：①第一段（P3l1）龙潭组底界～标七（B7）顶界。该段岩性为浅灰色粉砂岩，夹粘土岩及灰岩、硅质条带或薄层，含菱铁矿及黄铁矿细晶或结核。顶部为一层灰岩（即B7），底部为铝土质泥岩（厚0.5～3m）。该段含煤4～7层，其中可采煤层2层（K109a、K110a），产腹足、瓣鳃类动物化石和乌尔曼杉等植物化石。本段动物化石较多，且与植物化石间互出现,煤层较稳定，灰分较低，硫分高，为滨海泻湖沉积环境。段厚47.5～55.5m，平均51.5m。②第二段（P3l2）标七顶界～K40煤层底界。该段岩性为浅灰、灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩及泥岩，夹炭质泥岩、粘土岩，含菱铁岩条带和黄铁矿结核，本段以小的韵律层发育为特征。该段含煤23～27层，煤层发育差，厚度簿，极不稳定，尖灭现象频繁，段内无可采煤层，仅有零星可采点。产羊齿类、乌尔曼杉等植物化石，中部和下部产腕足、瓣鳃类动物化石。该段砂体和小韵律层发育，煤层发育差且极不稳定，中、下部产动物化石，上部以植物化石为主，煤层灰分、硫分均较高，为前三角洲沉积环境。段厚151.9～197.5m，平均174.7m。③第三段（P3l3）K40煤层底界～K18煤层顶界。该段岩性为浅灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩及泥岩，普遍含菱铁岩结核或条带，含煤12～14层，其中可采和局部可采煤层6层（K35b、K33、K32、K24a、K23、K22），是矿区主要可采煤层富集层段。该段不含动物化石，以盛产羊齿类植物化石为特征，主要有大羽羊齿、栉羊齿、蕉羊齿等。该段砂体较发育，盛产植物化石，不含动物化石，煤层发育好，厚度较大，且较稳定，灰分、硫分均较低，为三角洲沉积环境。段厚78～123m，平均94.6m。④第四段（P3l4）K18煤层顶界～龙潭组顶界。岩性为灰、灰绿色粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩，中夹细砂岩、钙质泥岩及生物灰岩4～6层（单层厚一般0.5～3m），普遍含黄铁矿结核，含煤7～10层，其中可采及局部可采煤层2层（K17、K1a）。本段以盛产腕足、瓣鳃、腹足类等动物化石为特征，偶见少量羊齿类植物化石。本段由多个“灰岩（海相泥岩）～砂泥岩～煤层”小旋回组成，代表多个“海进～海退”过程，以产动物化石为主，煤层不厚，但较稳定，具中灰，高硫之特点，据此，本段为“泻湖—潮坪”沉积环境。段厚76.2～112.9m，平均91.6m第四段（P3l4）层位大致相当于长兴组，与三叠系飞仙关组呈过渡关系。1.2.1.2.三叠系下统（T1）1）飞仙关组（T1f灰绿、灰紫、紫及紫红色、薄～中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，夹泥岩、钙质砂岩及灰岩簿层。下部水平纹理发育，中上部波状、脉状及斜层理较发育，层面常具波痕等构造，地表常呈球状风化。盛产腕足、瓣鳃类动物化石，有Lingulasp.、Claraiaaurita(Haueg)、Claraiasp.、Velopectensp.、Eumorphotissp.等。与下伏龙潭组呈整合接触。组厚466.0～501.2m，平均485.2m。根据岩石颜色特征，可分为三个岩性段：第一段（T1f1）：即俗称的“卡以头层”，为灰绿、灰黄色中～厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩和粉砂岩，时夹泥灰岩簿层，下部水平纹理发育，有时中夹灰紫、紫色层。段厚58.3～79.7m，平均69.0m。第二段（T1f2）：灰紫、暗紫、紫红色中～厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及粉砂岩，中夹少量泥灰岩薄层。上部常夹一层紫红色粉砂岩及泥质粉砂岩；下部常间夹灰绿色条带，与第一段颜色呈过渡性质，两者分界线不易准确划分。段厚333.4～420.6m，平均398.0m。第三段（T1f3）：红色、紫红色薄层状页岩和细砂岩、粉砂岩互层，段厚43.0～71.0m，平均57m。1.2.1.3.第四系（Q）分布在沟谷、缓坡等低凹地带，系坡积、残积和冲积产物。主要为褐灰、褐黄、暗紫灰色粘土、亚粘土、砂质土、含砾砂土及碎石等。厚0～46m。与下伏地层呈角度不整合接触。1.2.2 地质构造捡材沟煤矿所处大地构造位置为扬子准地台、黔北台隆、六盘水断陷、威宁-紫云北西-南东变形区、格目底向斜南东端仰起处，地层产状变化较大，总体呈一走向近南北向，倾向近西的单斜构造；倾向250～300°，倾角为9～25°。F8断层以东，构造较复杂；F8断层以西，构造相对较简单。1.2.3 水文地质条件马场井田位于格目底向倾南翼东端，位于两山脉之间的北西-南东向的槽形地带，百车河则位于马场井田东北缘，该河基本沿岩层走向贯穿全区，流经地段主要为玄武岩和茅口灰岩，地形总的是由北西向南东倾斜，沟谷发育，其走向与地形倾斜方向一致，并于不同地段汇入百车河。捡材沟煤矿矿区区域上处于珠江流域北盘江水系，位于马场井田南端，属马场井田单元地表分水岭地带，属接受大气降水的补给区，排泄条件较好。矿区内无常年性地表流水，有六条季节性沟谷溪流，其流向均由南西向北东流入百车河；溪沟中水量受季节控制明显，雨季流量大，平时流量小甚至干涸，一般为0.98L/S。长年性地表流水为矿区外发源于西面、流向自南西向北东流入矿区以北的百车河；百车河流量迅速，受大气降水影响，季节变化明显，雨季大、旱季小，一般流量在15.773～151.29L/s；矿区最低侵蚀基准面位于矿区北东面的百车河，高程为1180m左右，区内地表水流量随季节性变化较大。煤矿属构造侵蚀、溶蚀的低～中山地貌，一般海拔1255.0～2103.7m，最高点在南西侧尖山顶,海拔2103.7m，最低点在矿区北东侧沟谷中,海拔1255.0m，矿界北侧外围的百车河为矿区最低侵蚀面,海拔1180m。预测矿井最大涌水量为1307m³/d，正常涌水量为653.8m³/d。依据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719—91），矿区水文地质条件为简单至中等类型。属顶板间接充水裂隙含水层为主的裂隙充水矿床。1.2.4 煤层矿井范围内核实的全区可采煤层5层（K32、K33、K35b、K109a、K110a），大部可采煤层5层（K1a、K17、K22、K23、K24a）,局部可采煤层2层（K39、K40）,共12层，现自上而下分述如下：①K1a煤层位于龙潭组近顶部，距龙潭组顶界0.3～6.8m，一般2m左右。煤层厚（可采厚度，以下同）0.30～0.96m，平均0.82m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构简单，夹矸0～1层，多为单一结构，夹石常为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板为灰岩，有时其间尚有一层粉砂质泥岩或泥岩，底板为泥岩。②K17煤层位于龙潭组四段下部，上距K1a煤层平均约83m。煤层厚0.55～1.60m，平均厚1.02m（该矿实际揭露的K17煤层的平均厚度为2.2m）。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构简单，一般为单一煤层，偶有一层泥岩夹石。煤层顶板一般为粉砂岩，有时夹细砂岩；直接顶板为粉砂质泥岩，有时为泥质灰岩。底板为泥岩。③K22煤层位于龙潭组三段近顶部，上距K17煤层平均27m。煤层厚0.33～2.25m，平均0.89m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石0～4层，夹石为泥岩，一般为单一煤层。煤层顶板为粉砂质泥岩或泥岩。南部变粗，以粉砂岩为主，夹粉砂质泥岩，底板为泥岩。④K23煤层：位于龙潭组三段中上部，上距K22煤层平均12m。煤层厚度变化较大，0.45～3.24m，平均1.67m。大部可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石0～2层，一般0～1层，多为泥岩，有时为隐晶高岭石泥岩。煤层顶板以粉砂岩为主，时夹粉砂质泥岩或泥岩、炭质泥岩，底板为泥岩。⑤K24a煤层位于三段中部，上距K23煤层平均12m。煤层厚0.11～2.53m，平均1.46m。大部可采，属较稳定煤层。北东部较厚，南西部较薄出现不可采区。煤层结构较简单，夹石0～4层，一般0～2层，多为泥岩或炭质泥岩，有时夹一层高岭石泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，中段岩性较粗，南、北渐变细，以粉砂岩为主，夹泥质粉砂岩和少量泥岩、炭质泥岩。底板为粉砂岩或泥质粉砂岩。⑥K32煤层位于三段下部，上距K24a煤层平均14m。煤层厚0.03～6.11m，平均2.26m。全区可采，属较稳定煤层。K32煤层厚度变化似有“北厚南簿”之势，井田内均可采，厚煤带位于北-北东部--33-702孔一线，煤厚平均大于2.50m，最厚点达6.11m（东33孔）；向南、南西煤层变簿，至2孔出现不可采点。煤层结构较简单，夹石0～3层，一般0～1层，多为泥岩，局部含一层高岭石泥岩夹石。煤层顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩，时夹粉砂质泥岩或泥岩。底板为泥岩。⑦K33煤层位于龙潭组三段下部，上距K32煤层平均13m。煤层厚0.84～4.03m，平均2.21m。全区可采，属较稳定煤层。K33煤层厚度较稳定，一般在1～3m之间。总观之，其厚度变化似有“南北厚、中间薄”之趋势，其薄煤带在矿区中部，呈条带状近东-西向展布，厚度小于1.30m；其南、北两侧厚度变厚，煤厚一般小于2-4m之间。煤层结构较简单，夹石0～3层，一般0～1层，夹石常为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，时夹泥质灰岩、粉砂质泥岩，局部为粉砂岩、细砂岩与泥质灰岩、粉砂质泥岩互层。底板为泥岩。⑧K35b煤层位于龙潭组三段下部，上距K33煤层平均12m，煤层厚0.74～3.29m，平均1.44m。全区可采，属较稳定煤层。煤层结构较简单，夹石0～3层，一般0～1层，夹石一般为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。矿区北部岩性变细为粉砂质泥岩或泥岩，与K33煤层的间距亦随之变小。煤层底板为泥岩。⑨K39煤层位于龙潭组二段上部，上距K35b煤层平均13m，煤层厚0.22～1.25m，平均0.70m。局部可采，区内除702孔可采外，其余均不可采。属不稳定煤层。煤层结构较简单，夹石0～1层，一般1层，夹石为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。⑩K40煤层位于龙潭组二段上部，上距K39煤层平均4m，煤层厚0.00～2.94m，平均0.93m。局部可采，属不稳定煤层。K40煤层的可采区分布在矿区南部及南东部，北部不可采。煤层结构较简单，夹石0～1层，一般为单一煤层，夹石为泥岩。煤层顶板以细砂岩、粉砂岩为主，常夹泥质粉砂岩、泥岩。煤层底板为泥岩，含植物根部化石。⑾K109a区内无揭穿该层位的钻孔，仅区外ZK694号钻孔揭穿该煤层。据马场井田详勘报告，煤厚1.45～2.48m，平均2.12m。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石3～7层，一般3～4层，夹石多为泥岩，底部一层夹石为浅灰色隐晶质高岭石泥岩。煤层顶板为10～15米的细、粉砂岩，具水平纹理，夹大量的菱铁质条带，构成所谓的“排骨层”。直接顶板为1m左右的黑色泥岩，含大量黄铁矿。底板为泥岩。⑿K110a区内亦无揭穿该层位的钻孔，据马场井田详勘报告，煤厚0.69～2.47m，平均1.53m。属较稳定煤层。煤层结构复杂，夹石1～4层，一般2～3层，底部1～2层夹石为泥岩。煤层顶板常为粉砂质泥岩或泥岩,底板常为深灰色粉砂质粘土岩夹粉砂岩，水平层理发育。各可采煤层特征见表1-2：表1-2可采煤层特征表煤层号可采厚度(m)煤层结构倾角可采程度稳定程度顶底板岩性煤层间距(m)最小-最大平均夹矸层数复杂程度(°)顶板底板最小-最大平均K1a0.30－0.960.820-1简单3～43大部可采较稳定灰岩泥岩63.7-101.583K170.55-1.601.020-1简单3～43大部可采较稳定粉砂岩泥岩12.0-42.227K220.33-2.250.890-4较简单3～43大部可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩泥岩8.5-31.910K230.45-3.241.670-2简单3～43大部可采较稳定粉砂岩泥岩3.0-28.212K24a0.11-2.531.460-4较简单3～43大部可采较稳定细砂岩、粉砂岩泥岩或粉砂质泥岩4.0-26.414K320.03-6.112.260-3较简单3～43全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6.4-21.113K330.84-4.032.210-3较简单3～43全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩4.0-27.012K35b0.74-3.291.440-3较简单3～43全区可采较稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩6.5-16.013K390.22-1.250.70-1较简单3～43局部可采不稳定粉砂岩、泥质粉砂岩泥岩2.0-8.54K400.00-2.940.930-1较简单3～43局部可采不稳定细砂岩、粉砂岩泥岩200.7-216.7200K109a1.45-2.482.123-7复杂3～43全区可采较稳定细、粉砂岩泥岩2.0-11.23K110a0.69-2.471.581-4复杂3～43全区可采较稳定粉砂质泥岩或泥岩粘土岩1.2.5 煤质特征1.2.5.1物理性质和煤岩特征（1）物理性质和煤岩特征颜色：黑色及黑灰色，条痕黑色。光泽：玻璃光泽。断口：参差状断口及贝壳状断口。结构：条带状、线理状、少量透镜状。构造：粉粒状、层状及块状。宏观煤岩类型：以半亮及半暗煤为主，有少量亮煤及暗淡型煤。（2）显微煤岩特征①有机组分：平均占总量的79.59%，以镜质组为主，次为惰质组。镜质组：含量73.49～83.60%，平均79.18%。主要为基质镜质体、均质镜质体、结构镜质体、碎屑镜质体；偶见团块镜质体。均质镜质体内常发育有垂直裂隙。惰质组：含量16.40～24.48%，平均19.82%。主要为氧化丝质体、半丝质体、碎屑丝质体；有少量微粒体，偶见粗粒体、分泌体。②无机组分：平均占总量的20.41%，以粘土类为主，其次为氧化物类和碳酸盐类，硫化物类较少。粘土类：含量7.95～17.23%，平均12.10%。粘土矿物普遍呈团块状、浸染状，部分呈细条带状、透镜状，少量充填于胞腔中。氧化物类：含量3.28～7.09%，平均4.47%。以石英为主，多呈细粒状分散分布，局部细粒相聚集，少量充填于胞腔和裂隙中。硫化物类：含量微～2.91%，平均0.84%。以黄铁矿等为主，多呈细粒状、球粒状分散分布、少量呈莓状充填于胞腔中。碳酸盐类：含量0.45～11.14%，平均2.99%。主要为方解石，多呈细脉状充填于裂隙及胞腔中。③微观煤岩类型：各可采煤层微观煤岩类型均属微镜惰煤。（3）煤的密度真相对密度（TRD）：各煤层平均值在1.53～1.73t/m³之间。上部煤层（K18煤以上）真密度较大，一般大于1.6t/m³；其它煤层均小于1.6t/m³。视相对密度（ARD）：平均值在1.48～1.70t/m³之间。顶部K1a煤层视密度最大，达1.70t/m³；K24a、K33、K35b煤层视密度较小，均在1.5t/m³左右；其它煤层在1.5～1.6t/m³之间。（4）镜煤反射率（Rºmax）：1.14～1.38%，平均1.29%。变质程度均为烟煤Ⅳ阶段。1.2.5.2化学性质（1）元素分析浮煤元素及有害元素含量见表2-1-2表2-1-2元素煤层元素分析(%)有害元素CdafHdafNdaf(O+S)dafAs(10)-6F(10)-6Cl(%)P(%)K189.624.901.344.122.6940.0090.007K1790.104.761.723.435.3730.0080.007K1890.344.571.713.383.8460.0080.006K220.016K2390.344.881.703.080.81220.0100.020K24a90.374.731.723.180.2770.0090.011K3290.714.611.633.050.21150.0130.013K3391.034.661.652.661.11060.0080.014K35b90.584.641.703.080.21050.0080.014K109a89.714.711.264.320.009K110a89.464.671.204.670.011（2）煤质特征原煤、浮煤的煤质特征见表2-1-3表2-1-3煤层原煤工业分析(%)浮煤工业分析(%)MadAdVdafSt,dMadAdVdafSt,dK1a0.5926.4619.403.410.8010.6520.521.38K170.73-0.7723.21-28.1319.64-21.501.53-4.990.70-0.827.02-9.9218.18-21.730.39-1.470.7525.0721.603.160.768.4819.830.97K220.75-0.9831.18-37.2219.46-19.740.17-0.220.92-1.0110.52-12.5917.91-19.330.27-0.280.8734.2019.600.200.9711.5618.620.28K230.96-1.0722.17-28.7420.75-22.700.14-0.630.83-0.836.26-7.2617.86-19.850.16-0.171.0225.4621.730.390.836.7818.860.17K24a0.67-0.9923.14-29.4317.24-21.380.15-0.230.53-1.057.99-9.7617.35-20.030.19-0.330.8826.2919.580.180.798.6618.840.24K320.75-0.9418.22-33.6416.97-22.940.17-0.210.62-0.946.55-9.3917.23-19.540.19-0.230.8823.7019.830.190.817.7718.600.21K330.73-1.2314.53-30.3416.85-22.620.17-0.830.63-1.206.64-8.9516.17-19.400.22-0.780.9626.1519.830.510.897.9218.280.45K35b0.70-1.3020.26-30.1815.29-21.400.19-4.720.69-1.046.54-13.5116.23-19.550.18-3.070.9526.1118.201.670.858.9317.821.35K109a0.8011.8115.633.260.895.0115.212.08K110a0.6317.7316.393.771.074.1115.571.79注：K39、K40号煤层钻孔无化验资料。（3）形态硫本区煤层中硫以黄铁矿硫（Sp,d）为主，原煤含量一般在0.08～2.56%，K24a、K32、K35b煤层最低，含量均为0.08%。其次为有机硫（So,d），原煤含量一般在0.06～1.71%；硫酸盐硫（St,d）含量甚微。浮煤形态硫与原煤基本一致。煤中黄铁矿硫脱硫率高，较易洗选；而有机硫则难于洗选，当全硫较低时，经浮选后，有机硫含量反而增大。各煤层脱硫情况，见表2-1-4。表2-1-4煤层K1aK17K22K23K24aK32K33K35bK109aK110a原煤(Sp,d)3.413.160.200.390.180.190.511.673.513.97浮煤(Sp,d)1.380.970.280.170.240.210.451.352.032.24脱硫率(%)59.5367.4140.0056.4133.3310.5211.7619.1642.1718.391.2.5.3煤类与工业用途煤类：区内可采煤层镜煤反射率1.14～1.38%，平均1.29%；煤岩类型为微镜惰煤；精煤挥发分（Vdaf）7.27～22.43%，平均15.68%；胶质层厚度5.5～37.5mm，粘结指数一般82～88，按GB5751—86划分，变质程度为烟煤Ⅳ阶段，其中，K1a、K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层属焦煤,K109a、K110a煤层因缺少粘结性指数资料，根据其浮煤挥发分指标，暂定为贫瘦煤。用途：本区煤类以焦煤为主，仅底部有少量贫瘦煤，煤质优良。主要煤质指标：特低～中等全水分、低～中灰、特低硫～中硫为主、中～高发热量、Ⅰ级砷、低～特低氟、特低氯、低～特低磷、煤灰软化和流动温度均为中～较高、高热稳定性、弱结渣性、煤的可选性为较难～极难选。本区煤的用途广泛，矿井生产的原煤，经重介旋旋器洗选加工后，可生产出三种产品：洗精煤、洗混煤和洗矸。其中，洗精煤可供钢厂炼焦，洗混煤及洗矸可供电厂作为锅炉燃煤。1.2.61）矿井瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字[2008]1504号“对六盘水市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；捡材沟煤矿瓦斯绝对量5.69m³/min，相对量49.16m³/t；二氧化碳绝对量0.82m³/min，相对量7.08m³/t，鉴定等级为突出矿井。根据贵州省能源局文件：黔能源发[2010]802号“关于六盘水市2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；捡材沟煤矿瓦斯绝对量5.87m³/min，二氧化碳绝对量1.21m³/min，鉴定等级为突出矿井。根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经计算一采区消突前矿井相对瓦斯涌出量为：34.86m3/t，矿井绝对瓦斯涌出总量为：24.21m3/min（本数据源自贵州盘江投资控股（集团）煤矿设计研究院2012年10月提供的《水城县阿戛捡材沟煤矿开采方案(变更)安全设施设计》）。2）煤尘爆炸性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提供的K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层的煤尘均有爆炸性。矿井除K1a煤层以外其余煤层均已揭露，由于矿井在新建时对开拓巷道进行了砌碹导致K39、K40、K109a、K110a煤层没有取样鉴定，矿井务必在揭露煤层后立即对K1a、K39、K40、K109a、K110a煤层采样作煤尘爆炸性鉴定，矿井按有爆炸性管理。3）煤层自燃倾向性根据贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室提供的K17、K22、K23、K24a、K32、K33、K35b煤层的《煤层自燃倾向性鉴定报告》，K32煤层属容易自燃煤层，K17、K22、K23、K24a、K33、K35b煤层属不易自燃煤层。矿井除K1a煤层以外其余煤层均已揭露，由于矿井在新建时对开拓巷道进行了砌碹导致K39、K40、K109a、K110a煤层没有取样鉴定，矿井务必在揭露煤层后立即对K1a、K39、K40、K109a、K110a煤层采样作自然发火倾向性鉴定，矿井按容易自燃矿井设计。4）冲击地压危险性根据周边生产矿井和本矿井原生产过程中相关资料，矿井现无冲击地压动力现象，暂按无冲击地压矿井进行设计，但随着开采深度的增加，有可能会出现冲击地压现象，因此，矿井在今后的生产过程中，应加强观察，若发现有冲击地压现象，矿井必须采取相应的防治冲击地压措施。5）地温情况本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。1.31172采面布置概况主平硐、副平硐从K110a煤层底板开口以3‰的坡度施工至揭穿K17煤层后施工井底联络巷贯通，回风平硐一次揭穿煤层方式从K40煤层底板开口以3‰的坡度施工至揭穿K17煤层；井底联络巷内开口施工+1303轨道反石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层底板施工一采区轨道上山至+1368m标高后施工一采区绞车房及通道与回风平硐贯通、在井底联络巷内开口施工+1303回风石门至揭穿K22煤层，然后沿K22煤层底板施工专用回风上山至+1368m标高后与绞车房通道贯通，形成主要巷道开拓系统。在主平硐见K17煤层处沿走向向北施工1172采面运输巷，在回风平硐见K17煤层处沿走向向北施工1172采面回风巷，1172采面回风巷通过+1368轨道石门沟通轨道上山，运输巷、回风巷掘进至冒落区后通过切眼沟通形成1172工作面。1.4采面通风及瓦斯情况本矿采面配风量为760m³/min,根据监控室提供的监控日报，回风流瓦斯浓度平均为0.5％。2区域防突措施根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月出具的突出危险性鉴定报告，捡材沟煤矿17号煤层在矿界范围内F8断层以西+1300m标高及以上水平无煤与瓦斯突出危险性。2.1开采保护层根据现已形成的开拓、开采巷道格局，结合本矿煤层赋存条件、煤层突出危险性鉴定情况，首采区选择首先开采K17煤层作为保护层。2.2预抽煤层瓦斯根据突出鉴定报告，+1300m标高以上的K17、K22、K23号煤层无突出危险性，可作为保护层进行开采，在一采区开采K17、K22、K23煤层时不需要布置底板瓦斯抽放巷预抽，只采用顺层钻孔对采面回采区域进行预抽的瓦斯治理措施。在采掘过程中，可能因为抽采效果的不佳或在局部地点钻孔控制不到位或因地质构造的影响，执行突出危险性预测预报，预测为有突出危险性时，执行局部防突措施，此时，本矿井将采取局部防突措施进行防突。3局部防突措施3.1煤巷掘进工作面先抽后掘预抽煤层瓦斯矿井首采17号煤层，在开采17号煤层之前，煤层巷道掘进采用先抽后掘的方法预抽掘进工作面瓦斯。见图2-1所示：2-1掘进工作面先抽后掘进钻孔布置立面设计图3.2回采工作面顺层钻孔抽采本矿回采工作面瓦斯抽放主要是在采面运输巷、回风巷沿煤层倾向打顺层钻孔，1172采面倾向长度平均为142m，钻孔设计施工长度定为130m，孔间距3m。顺层钻孔布置示意图如图2-2所示。2-2顺层钻孔布置设计图3.3预抽煤层瓦斯主要设备的选择3.3.1、抽放方式本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，在地面建瓦斯抽放站集中抽放瓦斯，考虑采用高、低负压抽放，抽放管路从回风平硐入井。3.3.2（1）（2）设计抽放管路选用PE管，具有阻燃抗静电且便于运输及安装的优点。3.3.3全矿井高低负压瓦斯抽采量为25.32m³/min，其中高负压最大抽排量为21.25m³/min，低负压最大抽排量为4.07m³/min详见下表（数据来源于安全设施设计）抽放方式+1300以上一采区+1300以下三采区矿井抽采取值高负压消突预抽m³/min6.1617.1017.10邻近拦截抽m³/min1.951.951.95高位钻场抽m³/min1.861.541.86（两）掘进抽m³/min0.340.340.34合计10.3120.9321.25低负压采空区埋管抽m³/min1.120.841.12老空区密闭抽m³/min2.952.952.95合计2.32.024.07高低负压共计12.5522.6125.32（2）抽放瓦斯浓度：高负压35％；低负压5％（3）孔口负压：低负压抽采孔口负压为5kPa，出口压力4kPa；高负压抽采孔口负压为15kPa，出口压力4kPa；（4）抽放管路的最远距离(后期三采区)：后期高压管路布置示意详见下图：后期高负压主、支管路布置示意图后期低负压主管990m，支管530m3.3.d=式中：d————瓦斯管内径（m）Q————混合瓦斯管流量（m³/min）V————经济流速（m/s），5～12m/s，这里取值10m/s1.2———富余系数各段管路管径计算及规格选型结果详见下表：类型抽放管类别长度（m）纯瓦斯量（m³/min）瓦斯浓度（%）混合瓦斯量（m³/min）估算管径（mm）选择管（mm）外径内径壁厚高负压干管173021.253560.7139340037015干管212021.083560.2339240037015干管36019.053554.4337240037015干管46010.50353027635532714支管16200.17350.49351101024支管26200.17350.49351101024支管35801.86355.311161801667支管45804.2753512.211762001848支管56004.2753512.211762001848支管65801.95355.571191801667支管76004.2753611.881742001848支管86404.2753711.551722001848低负压干管19704.07581.448350046219支管1502.9555941145041617干管2201.12522.425328025811支管24801.12522.425328025811高低负压管路均选用PE-KW0.6系列矿用阻燃抗静电PE管。3.3.本矿设置高、低负压瓦斯抽放主管路各一趟，干、支管连接采用法兰连接方式。3.3.6、瓦斯管路敷设（1）瓦斯管路敷设方案 高负压主管：瓦斯泵经过回风平硐到专用回风上山铺设至井底联络巷。高负压支管：由高负压主管接出铺设在采面运输巷及两掘进工作面。低负压主管：瓦斯泵经过回风平硐到采面回风巷入口处。低负压支管：由低负压主管接出铺设在工作面回风巷至采面回风隅角。（2）管路铺设系统管路布置为：高负压由瓦斯泵房经回风平硐到井下，敷设DN400mm主管、DN250mm、DN159mm、DN108mm支管至各钻场，相应的附属设施组成抽放系统；低负压由瓦斯泵房经回风平硐到井下，敷设DN315mm主管、DN160mm、DN250mm支管至采面上隅角，相应的附属设施组成抽放系统。高负压管路铺设：1172采煤工作面：地面泵站→回风平硐→+1368回风平巷→专用回风上山→+1340回风石门→行人上山→1172运输巷；1171运输巷掘进工作面：地面泵站→回风平硐→+1368回风平巷→专用回风上山→+1340回风石门→1171运输巷；1171回风巷掘进工作面：地面泵站→回风平硐→+1368回风石门→1171回风巷底负压管路铺设：地面泵站→回风平硐→+1368回风石门→1172回风巷（3）瓦斯管路敷设要求 1）地面瓦斯管路敷设=1\*GB3①瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其它建筑物。=2\*GB3②瓦斯管路沿地面用支墩敷设。=3\*GB3③在进行管路敷设时，要求平直和斜直，避免急转弯；要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器。=4\*GB3④瓦斯主管距建筑物的距离＞5m，距电缆＞1m，距木电杆＞2m，距水管、水沟＞1.5m，距铁路＞5⑤管路敷设完成后，要进行气密性试验并经检查合格后，才能投入使用。2）井下瓦斯管路敷设①沿巷道底板敷设的管路底部应使用混凝土管墩，管路垫起高度不低于0.3m。②倾斜巷道中的管路，设有卡子将管路固定在槽钢托梁上，以免下滑；每100m设一垂直直管座以抵抗管子的垂直下滑力。③管路敷设要求平直，避免急弯。④巷道中的架设高度不宜小于0.5m，运输巷道内抽放管路与矿车最外缘的间隙必须大于0.7m。⑤管路敷设时，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器。⑥管路敷设完成后，要进行气密性试验并经检查合格后，才能投入使用。（4）瓦斯管路防腐、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓等措施1）地面和井下管路敷设前必须用阻燃防腐剂进行防腐处理并经检查合格后，才能进行敷设。2）瓦斯管路上的金属部件如放水器等需涂防锈漆，以防锈蚀；3）管路需定期进行气密性检查以免漏气。4）在轨道运输巷道中沿巷道壁敷设高度应不小1.8m5）泵房内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应采用矿用防爆型。6）入井口的金属管路必须在入井前加装不少于两处的可靠接地，接地电阻要求符合规定要求。7）沿巷道底板敷设的管路底部应使用混凝土管墩，管路垫起高度不低于0.3m（5）附属装置管路系统的附属装置有：流量计、放水器、过滤网、防回火网、水封式防爆、防回火器、阀门、连接件、排空及放空管等。在瓦斯抽放站还设有流量、负压、浓度、一氧化碳、温度传感器，对各参数进行不间断监测记录。3.3.7为了保证选用的瓦斯抽放泵能满足抽放系统最困难进斯所需抽入负压，应根据矿井各生产时斯瓦斯抽放系统中管路最长、流量最大、阻力最高的抽放管线来计算矿井抽放系统总阻力。本设计抽放管路阻力损失计算为预测计算，为了保证选用的瓦斯抽放泵能满足抽放系统最困难进斯所需抽入负压，应根据矿井各生产时斯瓦斯抽放系统中管路最长、流量最大、阻力最高的抽放管线来计算矿井抽放系统总阻力。（1）管路摩擦阻力计算公式：H=69×105(+192.2)0.25T=273+tT0=273+20式中H——阻力损失（Pa）； L——管路长度（m）；Q0——标准状态下的混合瓦斯流量（m³/h）；d——管路内径（mm）；v0——标准状态下的混合瓦斯运动粘度（㎡/s）ρ——管道内混合瓦斯密度（kg/m³）Δ——管路内壁的当量绝对粗糙度（0.17mm）；P0——标准大气压力（101325Pa）；P——管道内气体的绝对压力（Pa）；T——管路中的气体温度为t时的绝对温度（K）；T0——标准状态下的绝对温度（K）。标准状态下的混合瓦斯运动粘度和混合瓦斯对空气的相对密度等参数的取值依据管路中瓦斯的浓度采用加权平均法计算，标准状态下空气的运动粘度为1.5×10-5㎡/s，密度为1.293kg/m³，标准状态下纯瓦斯的运动粘度为1.87×10-5㎡/s，密度为0.715kg/m³。则混合瓦斯浓度35%时v0=(1.5×10-5×(1-0.35)+（1.87×10-5×0.35)=0.000016295㎡/sρ=1.293×(1-0.35)+0.715×0.35=1.0907kg/m³抽采管路中的绝对压力由里及外逐渐减小，计算本段管路的绝对压力时采用前段管路末端的绝对压力进行计算。则支管5阻力损失计算如下：H支5=69×105(+192.2×)0.25××=2294.4Pa其它各段管路阻力损失如下表所示：类型抽放管类别长度（m）混合瓦斯量（m³/h）混合瓦斯运动粘度（㎡/s）混合瓦斯密度（kg/m³）内径（mm）管道内气体的绝对压力Pa管路中的气体温度℃阻力损失Pa高负压干管17303642.60.0000162951.090737082155.1252053.5干管21203613.80.0000162951.090737082486.425331.3干管3603265.80.0000162951.090737082623.425137干管46018000.0000162951.090732782707.22583.8支管162029.40.0000162951.09071028632525143.9支管262029.40.0000162951.09071028632525143.9支管3580318.60.0000162951.09071668632525912.2支管4580732.60.0000162951.090718486325252532.1支管5600732.60.0000162951.090718486325252619.4支管6580334.20.0000162951.09071668632526998.4支管7600712.80.0000163321.0849218486325272494.1支管86406930.0000163691.0791418486325282521.1低负压干管197024420.000015371.235236297183.8251374.6支管15017700.000015371.2352321993252569.3干管2206720.000015371.235217897271.22587.4支管24806720.000015371.235217899325252053.8高负压系统支管阻力最大线路为南翼底抽下巷管路（支管5），管路阻力为：2053.5+331.34+137＋2619.4=5141.2Pa低负压管路最大阻力为1374.6+87.4+2053.8=3516Pa（2）局部阻力管路局部阻力按摩擦阻力的15%考虑。（3）管路总阻力高负压Hzg=1.15Hm=1.15×5141.2=5912Pa低负压Hzd=1.15Hm=1.15×3516=4043Pa3.3.8（1）标准状态下抽采系统压力计算公式为：H=（Hr+Hc）·K=〔(hrm+hrj+hk)+(hcm+hcj+hz)〕·K式中：H—标准状态下抽采系统压力，Pa；Hr——抽采设备入口侧（负压段）管路最大阻力损失，Pa；Hc——抽采设备出口侧（正压段）管路阻力损失（Pa）；K——抽采系统压力富余系数，1.2～1.8，取1.5；hrm——入口侧（负压段）管路最大摩擦阻力（Pa）；hrj——入口侧（负压段）管路局部阻力（Pa）；hk——井下抽采钻孔的设计孔口负压（Pa）；高负压抽放设计为15Kpa，低负压抽放设计为5Kpa；hcm——出口侧（正压段）管路最大摩擦阻力高负压56Pa，低负压28Pa；hcj——出口侧（正压段）管路局部阻力高负压6Pa，低负压3Pa；hz——出口侧（正压段）的出口正压（Pa）；取4kPa。标准状态下高负压瓦斯泵系统压力H高=1.5×[（5912+15000）+(56+6+4000)]=37462Pa标准状态下低负压瓦斯泵系统压力H低=1.5×[（4043+5000）+(28+3+4000)]=19612Pa（2）抽放泵工况压力瓦斯泵入口的工况压力按下式计算：Pg=Pd-H式中：Pg—瓦斯泵入口的工况压力，Pa；Pd—瓦斯泵站的大气压力，Pa；瓦斯泵站的大气压力Pd=88662Pa则：Pg高==88662-37462=51200PaPg低==8866219612=69050Pa。（3）瓦斯泵标准状态下计算流量计算公式为:QK式中Qb——标准状态下抽采泵的计算流量（m³/min）；Q——最大的设计瓦斯抽采量（m³/min）；X——抽采泵入口处预计的瓦斯浓度（%）；η——泵的机械效率（%），取80%；K——抽采能力富余系数，取1.5。Qb高=[21.25/0.35)/0.8]×1.5=113.84m³/Qb低=[(4.07/0.1)/0.8]×1.5=76.31m³/min（4）抽放泵的工况流量瓦斯泵的工况流量按下式计算：Qg=QbP=Pd—HrT=273+t式中Qg——工况状态下的抽采泵流量（m³/min）；Qb——标准状态下抽采泵的计算流量（m³/min）；P——抽采泵入口绝对压力（Pa）；P高=88662-(5912+15000)=67749PaP低=88662-（4043+5000)=79618PaT——抽采泵入口瓦斯的绝对温度（273+25=298K）；t——抽采泵入口瓦斯的温度（℃）。P0——标准大气压力（101325Pa）；T0——标准状态下的绝对温度（273+20=293K）。Qg高=113.84×101325×298/(67749×293)=173.2m³/min=10392m³/hQg低=152.63×101325×298/（79618×293)=98.8m³/min=5928m³/h（5）真空度计算式中：Hf—标准状态下抽采系统压力，kPa；高负压瓦斯泵最大真空度η=37.46/101.3=36.97%低负压瓦斯泵最大真空度η=18.30/101.3=18.07%3.3.高负压抽放泵选用两台2BES50型水环式真空泵，配用250kW电机，电机转速340r/min，最低吸入绝压160hPa。两台泵一台工作,一台备用。该型号瓦斯泵性能参数曲线见图3-4-10。根据上述计算结果，在工况压力512.00hPa下该型号瓦斯泵实际工况流量为11442.1m³/h＞10392m³/h。图3-4-102BES50水环式真空泵特性曲线低负压抽放泵利用现有的两台2BES42型水环式真空泵，配用电机132kW，转速340r/min，最低吸入绝压160hPa，两台泵一台工作,一台备用。该型号瓦斯泵性能参数曲线见图3-4-11。根据上述计算结果，在工况压力690.50hPa下该型号瓦斯泵实际工况流量为6500m³/min＞5928m³/h。图3-4-112BE65型水环式真空泵特性曲线该抽放设施设计仅供参考，矿井在生产过程中根据矿井瓦斯涌出的实际情况，委托有资质的单位进行瓦斯抽放专项设计。3.4局部防突措施执行情况根据我矿实际情况及防突设计，1172采面区域防突措施采用布置顺层钻孔方式预抽煤层瓦斯，在1172回风巷、运输巷及切眼掘进期间采用的区域防突措施为“先抽后掘”方式，顺层钻孔成果图详见图《1172采面顺层钻孔成果图》。1172采面从运输巷共施工上行孔58个，1172采面从回风巷共施工下行孔82个，1172采面钻孔最早从2011年1所有施工钻孔均要求在每一个钻孔安设单孔闸阀，单孔闸阀上面加工有测试孔，以便对单孔进行测试；在抽放过程中由专职的测试工对所有在抽钻孔定期对瓦斯抽放浓度、负压、流量、压差、温度等相关参数进行测试；要求为：抽放干、支管至少每周进行对相关抽放参数测试一次，单孔每月至少测试一次，特殊情况随时对钻孔进行测试和适当调整钻孔抽放负压，保证抽放效果。每月对1172采面瓦斯抽放量进行统计并通过月报上报和存档。每次钻孔施工结束后，由通风工区组织有关职能部门对钻孔进行验收或施工钻孔期间进行抽查；钻工每施工完一个钻孔，在撤钻时必须有安检员或瓦检员在现场监督并在原始记录本上签字认可，否则当班钻孔进尺无效。3.5局部防突措施效果分析根据监控室提供的抽采日报，将4月份抽采情况统计如下：1172回采工作面本煤层钻孔瓦斯抽采纯量统计表〔2011年4月〕序号检验时间检验地点抽采浓度（％）抽采混合量（m3/h）抽采纯量（m3/d）备注12011.4.011172采面151860669622011.4.021172采面151860669632011.4.031172采面151860669642011.4.041172采面151860669652011.4.051172采面151860669662011.4.061172采面151860669672011.4.071172采面151860669682011.4.081172采面151860669692011.4.091172采面1518606696102011.4.101172采面1518606696112011.4.111172采面1518606696122012.5.011172采面1418606249.6132011.4.131172采面1418606249.6142011.4.141172采面1418606249.6152011.4.151172采面1418606249.6162011.4.161172采面1418606249.6172011.4.171172采面1318605803.2182011.4.181172采面1318605803.2192011.4.191172采面1218605356.8202011.4.201172采面1218605356.8212011.4.211172采面1218605356.8222011.4.221172采面1118604910.4232011.4.231172采面1118604910.4242011.4.241172采面1118604910.4252011.4.251172采面1118604910.4262011.4.261172采面1118604910.4272011.4.271172采面1018604464282011.4.281172采面1018604464292011.4.291172采面1018604464302011.4.301172采面1018604464312011.4.301172采面1018604464合计179452.8根据矿井瓦斯泵能力，1172采面高负压管路每小时抽出混合瓦斯1860m3/h,根据计算，4月份共抽出瓦斯纯量179452.8m3。根据《捡材沟煤矿安全设施设计设计》预测的1172采面瓦斯含量为6.49m3/t，根据采面实际布置情况，1172采面面积为29636㎡，实际揭露17号煤层厚度为1.02m，容重1.45t/m3，则工作面瓦斯含量为=29636×1.02×1.45×6.49=284467m3，根据预抽量计算，煤层残余瓦斯含量=（284467-179452.8）/(29636×1.02×1.45)=2.39m3/t,根据理论分析，当17号煤层瓦斯含量处于原始瓦斯含量时，经过预抽后煤层残余瓦斯含量为2.39m3/t，小于8m3/t，本评价认为17号煤层已达到消突效果。3.6抽放效果分析本矿在运输顺槽共施工58个钻孔，在回风顺槽共施工82个钻孔，孔间距3m,钻孔有效覆盖整个回采区域（详见1172采面顺层钻孔成果图），并实施了抽放，共抽出瓦斯纯量179452.8m3，经分析，抽放达到了消突效果。4煤层残余瓦斯含量测定根据2011年5月5日的《水城县阿戛捡材沟煤矿煤层瓦斯含量测定报告单》，1172运输巷测定点1的煤层瓦斯含量为3.3048m3/t,1172运输巷测定点2的煤层瓦斯含量为3.1052m3/t,1172运输巷测定点3的煤层瓦斯含量为3.0952m3/t,（报告单详见附件），均小于8m3/t，1172采面达到消突效果。图5-1残余瓦斯含量、压力测定钻孔位置示意图5煤层残余瓦斯压力测定1172回采面在中部布置三个测压钻孔，1#钻孔深度68m，2#钻孔深度77m，3#钻孔深度86m，封孔长度均为8m，钻孔布置如图5-1所示，钻孔于2011序号检验时间检验地点1#钻孔压力（MPa）2#钻孔压力（MPa）3#钻孔压力（MPa）备注12011.5.61172采面0.010.010.0122011.5.71172采面0.050.060.0732011.5.81172采面0.110.130.1442011.5.91172采面0.140.160.1852011.5.101172采面0.170.170.1962011.5.111172采面0.170.180.1972011.5.121172采面0.170.170.19根据现场观测结果，1#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.17MPa，2#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.17MPa，3#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.19MPa，均小于0.74MPa，小于《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025—2006）标准，评价认为1172采面达到消突效果。6煤层突出危险性指标分析6.1煤的破坏类型根据AQ1024-2006标准，煤的破坏类型根据下表确定：根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月出具的突出危险性鉴定报告，判定17号煤层破坏类型属于Ⅳ类。6.2瓦斯放散初速度瓦斯放散初速度是考察煤层是否具有突出危险性指标之一，根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月出具的突出危险性鉴定报告，该鉴定测定了瓦斯放散初速度，测定值为：7.44~11.90。6.3煤的坚固性系数煤的坚固性系数是考察煤层是否具有突出危险性指标之一，根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月出具的突出危险性鉴定报告对17号煤层的坚固性系数测定，测定值为：0.16~0.22。突出危险性鉴定报告结论：M17煤层在测定范围内瓦斯压力0.15~0.35，煤层的瓦斯放散速度指标为7.44~11.90；煤的坚固性系数为：0.16~0.22，煤的破坏类型为Ⅳ类，根据实际测定的K17煤层突出危险性鉴定单项指标，判定捡材沟煤矿K17煤层在矿界范围内F8断层以西+1300m标高及以上水平无煤与瓦斯突出危险性（1172首采工作面处于鉴定范围之内），1172采面为无突出危险性采面。71172采面突出危险性评价结论分析结论：①防突措施效果理论分析结论：当17号煤层瓦斯含量处于原始瓦斯含量时，经过预抽后煤层残余瓦斯含量为2.39m3/t，小于8m3/t，本评价认为1172采面已达到消突效果；②残余瓦斯压力测定结论：1172采面测定的煤层残余瓦斯压力1#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.17MPa，2#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.17MPa，3#钻孔测定的瓦斯压力稳定于0.19MPa，均小于0.74MPa，均小于0.74MPa，1172采面达到消突效果。③煤层残余瓦斯含量测定结论：1172运输巷测定点1的煤层瓦斯含量为3.3048m3/t,1172运输巷测定点2的煤层瓦斯含量为3.1052m3/t,1172运输巷测定点3的煤层瓦斯含量为3.0952m3/t，均小于8m3/t，1172采面达到消突效果。④突出危险性指标分析：M17煤层在测定范围内瓦斯压力0.15~0.35，煤层的瓦斯放散速度指标为7.44~11.90；煤的坚固性系数为：0.16~0.22，煤的破坏类型为Ⅳ类，根据实际测定的K17煤层突出危险性鉴定单项指标，判定捡材沟煤矿K17煤层在矿界范围内F8断层以西+1300m标高及以上水平无煤与瓦斯突出危险性（1172首采工作面处于鉴定范围之内），1172采面为无突出危险性采面。根据对以上分析，本评价报告认为水城县阿戛捡材沟煤矿1172采面已消除突出危险，为无突出危险工作面。目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章总论 11.1项目概况 11.2可行性研究报告编制单位 41.3承办单位简介 41.4项目区概况 51.5可行性研究依据 91.6可行性研究的范围 10第二章项目建设背景及必要性 112.1项目建设背景 112.2项目建设必要性 14第三章项目建设地址及条件 173.1项目建设地址 173.2项目建设条件 17第四章工程建设方案 224.1项目设计依据与原则 224.2工程规划方案 234.3工程技术方案 254.4给排水工程 304.5供电工程 314.6采暖及通风 354.7燃气设计 37第五章环境保护 385.1环境保护标准 385.2环境影响初步分析 385.3施工期环境保护措施 395.4运营期间环境保护措施 415.5绿化 425.6环境影响评价 43HYPERLINK\l"_Toc417993953