攀枝花煤矿瓦斯综合治理工程项目可行性研究报告

11攀枝花煤矿瓦斯综合治理工程工程可行性争论报告2目 录一、总论 1二、工程背景和进展概况 4三、工程实施的主要内容 26四、工程实施进度安排 33五、工程实施后的预期效果 35六、工程投资估算与资金筹措 3638211 1一、总 论工程背景工程名称1.2工程承办单位1.3工程主管部门1.4工程拟建地区、地点1.5担当可行性争论工作的单位和法人代表1.6争论工作依据2023〔煤调基金资金《煤矿安全规程》2023〔；(GB50215-2023)；(AQl018-2023)；(AQl026-2023)；(AQl027-2023)；(GB50471-2023)；22 2(AQ50518-2023)；《防治煤与瓦斯突出规定》(国家安全生产监视局，国家煤矿安全监察局令第十九号)；〔贵州煤矿设计争论院，202311月〕及《关于水城县攀枝花煤矿初步设计〔变更〕〔黔煤安监监5；《攀枝花煤矿+7505-3号、101213〔河南理工大学煤矿安全工程技术争论中心〕及报告所需其它资料。1.7争论工作概况钻孔等。工程可行性争论结论工程建设进度20231202312122.2投资估算和资金筹措总投资：188637715092.3工程综合评价评论良好的社会效益。工程实施存在问题及建议33 3从而实行有针对性的瓦斯防治措施。44 40.3m的不行采煤层的突出危急性进展评估。55 5三、工程背景和进展概况工程背景国家或行业进展规划我国煤矿瓦斯事故特别是重、特大瓦斯事故在煤矿事故中占的比例很高，瓦斯问题已成了我们实现煤矿安全生产的最大障碍，是我们必需解决的心腹大患是瓦斯治理“十二字”方针的深化和进展。实现安全生产的根本途径。工程发起缘由依据贵州省安全生产监视治理局《关于做好2023年煤矿安全技改补助〔煤调基金〕资金工程可行性争论报告的通知》文件的指导精神，结合攀枝花煤矿的瓦斯治理系统现状及安全生产现状，提出对攀枝花煤矿的瓦斯综合治理设备、设施改造升级工程。矿井安全生产现状矿井根本状况攀枝花煤矿属于整合矿井，由原攀枝花煤矿、寨煤矿整合而成，属贵州贵能投资股份下属的贵州华源瑞丰煤业股份，企业经济为股份，开采矿种为煤炭。根据2023年9月20日贵州省国土资源厅换发的采矿许可证(证号：45t/a。84km，距发耳电厂〔466 6×600MW〕14km。S21717km。交通便利。攀枝花煤矿位于构造侵蚀而成的盆地凸起的杨梅树向斜盆地的南部，为中山及低中山地形，地形高差较大，区内最高标高为1820m880m，相对高差900～1300m，煤矿南测为茅口灰岩形成的盆缘山峰，标高2023m以上；上二叠统峨眉山玄武岩为同向单面山；煤系地层为较开阔的走向谷及缓坡地形；煤系上覆地层形成桌状山，山势陡峻，岩溶较多。煤炭资源及开采技术条件煤炭资源量143、5-3、7、10、12、15-1、16713.38m13、15－２、17、21、23-1、29-1、3379.87m。31.343.94m2.38m0.10～0.20m1～45-30.94～1.64m，平均厚度1.56m；大局部都接近平均厚0.10m1～30.10～0.20m1～207m20.10m号煤层：俗称小柴炭，煤厚1.63～4.89m，平均厚度2.64m，在4勘探线四周，2～377 71.84m。两分层间最大间距达11m，岩性为泥岩，粉砂质泥岩及细砂岩。无论上0.10m号煤层：厚0.98～2.10m，平均厚度1.16m，一般有一层厚0.10m左右的泥岩夹矸。1.36m，不稳定，有时为单一煤层，有时为0.05m16号煤层：厚度为0.34～1.65m，平均1.36m，50.05m17号煤层：厚度为0～1.93m，平均1.17m，厚度不稳定，含0.10～0.40m1～2210.50～2.08m1.05m35%的见煤点不行0.10～0.40m1～4显晶质棕灰色高岭石泥岩。局部构造单一。23-1号煤层：煤厚为0.30～2.49m，平均1.08m，厚度不稳定，煤层构造简洁，含0.10～0.30m1～32～3泥岩。29-10.55～1.61m，平均厚1.12m，厚度不稳定，约有25％的不行31～20.10～0.20m33号煤层：煤厚为0.25～2.62m，平均厚1.49m，厚度不稳定，构造简洁，矸石0～4342-1。表2-1可采及局部可采煤层状况一览表编编倾角煤层稳夹石顶底板岩性88 8号大号大平均间距〔°〕定性层数平均厚度〔m〕顶板 底板〔m〕1.34-3.9346.7-14.320～33稳定1～4泥质粉砂岩2.3811.15-30.94-1.6420～33稳定1～3粉砂岩夹泥 粉砂质泥71.562.21-5.0715.8-35.022.720～33稳定1～2岩粉砂质泥岩岩粉砂质泥2.780.47-1.35.7-17.89.2岩101211.041.63-4.897.0-27.017.820～3320～33稳定稳定1～22～3无资料粉砂岩、泥无资料细砂岩2.640.58-4.111.0-28.021.4(局部)岩1315-52.800.98-2.116.5-37.529.5420～33稳定2～6无资料无资料102.8-12.525～35稳定0～1无资料无资料岩99 91.626.915-20-3.121.167.0-23.020～33不稳定1～3无资料无资料0.34-1.613.4161751.360-1.933.8-8.56.520～3320～33较稳定不稳定0～10～2无资料无资料无资料无资料1.1729.0-48.0210.5-2.0840.820～33不稳定1～4粉砂岩细砂岩1.0517.0-39.623-0.30-2.4927.320～33不稳定1～4无资料无资料129-1.080.55-1.617.5-28.515.220～33不稳定1～2无资料无资料1331.120.25-2.6228.0-55.033.620～33不稳定0～4无资料无资料1.4920234431t〔黔国土资贮存字〔2023〕567。据贵州天盈矿业科技有限责任公司提交的《贵州省水城县鸡场攀枝花煤矿2023年度矿山储量20231268.50t4162.50t，其中探明的经济根底储量〔121b〕578t、把握的经济根底储量〔122b〕1344.21010 10t、推断的内蕴经济资源量〔333〕2240.3t。2.2.2开采技术条件开采方法与顶底板条件开采方法承受走向长壁后退式开采。来说，上煤组顶底岩性较差，下煤组顶底板岩性较好，力学强度较强。矿井瓦斯2023〔黔能源煤炭〔4号，矿井确定瓦斯攀枝花煤矿为煤与瓦斯突出矿井。20231030参照水城县发耳矿区补充勘探地质报告的资料，矿井各煤层+650m标高推想瓦斯含量14.78～22m3/t，2-2。另依据《华源瑞丰公司攀枝花煤矿煤与瓦斯突出危急性鉴定及煤层瓦斯根本参数测定3号煤层在+765m见煤标高的瓦5+761m0.73MPa7+758m见煤标高的瓦斯压力1.65MPa、10号煤层在+762m的见煤标高瓦斯压力为0.55MPa、12+762m0.24MPa13+760m16+762m0.75MPa。从瓦斯含量和瓦斯压力上看，攀枝花煤矿开采的煤层都具有突出危急性，执行好两个1111 113.煤尘20238133、720234115-3、12、13、163、75-3、10、12、13、15-1、164.煤的自燃20238133、720234115-3、12、13、163、5-3、7、10、12、13、15-1、16〔Ⅲ类。近年瓦斯治理工程投入状况及成效42BE350032BE3670m26002023年更换主要通风机，将FBCDZ№22型2×160kW更换为FBCDZ№28型2×450kW1500m31m180020232023m，钻孔38m，完善紧急避险系统等，投入1750万元。安全生产总体状况矿井地质条件中等，煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的不断增加，瓦斯灾难更加严峻，瓦斯因素将更加制约和威逼安全生产。为了加强安全生产治理，建立健全了各级安全生产责任制和各项安全生产治理规章制度，加大了矿区安全生产的投入、安全文化建设的工作力度，矿井的安全状况渐渐好转，安全生产环境渐渐得到改善，事故得到有效遏制。但由于矿井开采技术条件较差〔资源赋存条件差、构造简洁、开采煤层具有突出危急性1212 12发生各类事故机率增加。矿井安全生产取得的主要成效及缺乏〔系统有待进一步提高和完善〕等六大系统建使安全工作稳步好转、安康进展。但仍存在以下缺乏：煤矿事故仍未得到完全有效把握，零星事故时有发生；其是抽采达标煤量缺乏严峻制约矿井的安全生产工作。瓦斯治理手段单一，抽放浓度偏低，抽放效果不佳，通风治理难度相对较大。矿井瓦斯治理的主要问题80里外的贵能集团公司通风试验室进展测定。送样过程中的时间间隔较长，多不能在要求的时间内送达，所测的剩余瓦斯含量与实际值存在差异。久，虽按规定进展校检，但是内部电池、测量元件多数老化，需要更。ZY-65010〔3ZDY-1200S5透气性较差，瓦斯治理难度大，钻孔施工慢，预抽缺乏。因此，现配置的钻机已不能满足矿井生产需要。抽采系统现状〔参数：吸入1313 13压力～、最大吸入量mn、功率W的E4型3台〔参数：吸入压力～mmφ600mm主管入井，矿井实测抽放力气能够到达1200m3/min，能满足矿井需要。在线监测系统已安装完成，均正常运转。45t/a。依据矿井进展的需求，布置一个综采工作面、一个备用工作面和四个掘进工作面，现有瓦斯综合治理工程还不够完善，需对其进展技改。投资的必要性矿井瓦斯来源分析煤层条件矿区内含煤地层为二叠系上统龙潭组〔l瓣鳃类动物化石，产大量植物化石。含煤地层龙潭组〔P3l〕共含煤58层，平均总厚度45.90m，其中可采煤层及大局部1427.85m2-1。煤层原始瓦斯含量20231030+650m14.78～22m3/t，2-2。表2-2鸡场攀枝花煤矿+650.0m序号序号煤层编号煤层原始瓦斯含量〔m3/t〕1315.141414 14序号煤层编号煤层原始瓦斯含量〔m3/t〕25-314.783716.6641017.2551216.5561316.83715-117.77815-218.7891617.08101722.0112115.861223-119.451329-116.75143316.06瓦斯涌出量推想1.回采工作面瓦斯涌出量q采＝q1+q2式中 q采－回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1－开采层〔包括围岩〕相对瓦斯涌出量，m3/t；q2－邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。开采层相对瓦斯涌出量计算q＝KK

Km(WW)1 1 2

3 M0 C1515 151.1～1.3，全部陷落法治理顶板，碳质组分较多的围岩，K11.3K11.2；全部充填法治理顶板K11.1K11.3；K2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算〔2-3〕；表2-3各煤层开采厚度、采高、回采率及层间距表3(m)2.382.3895K21.055-371.562.781.562.7895951.051.05101.041.50971.03122.642.64951.05132.802.80951.0515-11.621.62951.0515-21.161.50971.03161.361.50971.03171.171.50971.03211.051.50971.0323-11.081.50971.0329-11.131.50971.03331.491.50951.0511.122.711.122.79.217.821.429.546.913.46.540.827.315.233.6时，K3按下式确定：K＝L2h＝16029.0＝0.893 L 160L－工作面长度，为160m；hh＝9.0m；m－开采层厚度，m；M－工作面采高，m；W0－煤层原始瓦斯含量，m3/t〔2-2〕；WC－运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。1616 16纯煤残存瓦斯含量按如下公式折算成原煤瓦斯含量：W＝ ad

A)adC ad式中 Aad，Mad－煤中的灰分、水分，%；q－纯煤残存瓦斯含量，按表2-4选取并承受插值法计算；煤的平均挥发份V煤的平均挥发份Vdaf(%)纯煤残存瓦斯含量(m3/t·r)8～12～18～26～35～42～6～81218263542569～66～44～33～2222Wq＝Cmax

W

Vdaf

Vdaf

WVdafmaxVdafmin

min

CminmaxWCmax－最大瓦斯含量，m3/t·r；WCmin－最小瓦斯含量，m3/t·r；Vdaf－最大挥发分，%；maxminVdaf－最小挥发分，%；min2-5。表2-5煤层原煤残存瓦斯含量值计算表1717 1730.8516.6022.802.601.705-30.9519.8623.602.701.6570.9017.9622.902.611.66100.9615.7524.362.801.79120.929.8527.653.212.23130.8614.5625.362.921.9515-10.9615.5724.652.831.8215-20.8911.8426.633.082.11160.9615.5724.652.831.82171.0514.5228.323.292.10210.8521.8518.652.081.2723-10.8623.4221.642.461.4729-10.9721.4620.672.331.39330.9824.4621.722.471.41煤层M煤层Mad(%)Aad(%)Vdaf(%)q(m3/t·r)W(m3/t)cnq＝ (W2 0ii1

W)miCi M i式中 WOi－第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；WCi－第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；mi－第i个邻近层煤层厚度，m；M－工作面采高，m；2-1ηi值；1818 18上邻近层20上邻近层20406080100缓倾斜煤层下邻近层i倾斜、急倾斜煤层下邻近层80604020020406080100邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图ηi＝1-hi/hphi－第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，m；m；对于上邻近层：ky－取决于顶板治理方式的系数；m0－开采层的开采厚度，m；α－煤层倾角，度。考虑在3号煤层开采后，自上而下进展5-31919 19瓦斯大部已排放，按倾斜煤层矿井深部开采各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量见表2-6〔hiim2.掘进工作面瓦斯涌出量4q掘＝q3+q4式中 q掘－掘进工作面确定瓦斯涌出量，m3/min；q3－掘进工作面巷道煤壁确定瓦斯涌出量，m3/min；q4－掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min。掘进工作面巷道煤壁确定瓦斯涌出量 Lvq＝Dvq 2 Lv3 0式中 巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D＝2m0，m0为掘进层厚度；v－巷道平均掘进速度，m/min；L－巷道长度，m；q0－煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2•min)，21 开采开采层邻近层W/W0i hiWciηq2i煤层 厚度m(m)采高M(m)W/W(m3/t)W(m3/t)q(m3/t)h(m)(m3/t)(m3/t)i(m3/t)0 hc1煤层厚度(m)i5-31.561114.781.650.806.8872.783416.661.660.457.8832.382.3815.141.7016.33101.044317.251.790.382.57122.646116.552.230.182.86132.808216.831.950.050.8872.78239.161.660.587.765-31.561.562.961.651.5910121.042.64325010.7013.571.792.230.430.252.554.80132.807115.991.950.174.28101.0496.101.790.811.3072.782.783.851.662.66122.642710.182.230.453.40132.804813.271.950.262.9615-11.627817.771.820.060.56122.64185.602.230.635.39101.041.501.791.790.00132.80399.821.950.398.2615-11.626916.701.820.173.9415-21.167618.782.110.101.86132.80215.991.950.632.7015-11.625113.861.820.282.07122.642.642.232.230.0015-21.165816.902.110.191.23161.367117.081.820.161.26171.177822.002.100.090.792021 2122 开开采层邻近层W/W0i hiWciηi煤层厚度m(m)采高M(m)W/W(m3/t)0 hW(m3/t)cq(m3/t)1煤层厚度(m)h(m)(m3/t)(m3/t)15-11.62309.981.820.5015-21.163713.692.110.401.92132.802.802.221.950.32161.365014.351.820.261.58171.175720.022.100.201.5015-21.1678.212.110.832.10161.362010.621.820.622.6515-12.802.804.991.953.69171.172716.022.100.512.97211.056715.861.270.160.88161.36134.031.820.822.1315-21.161.502.112.110.00171.17207.852.100.623.59211.056113.321.270.181.96171.1772.982.100.840.64161.361.501.821.820.00211.054710.921.270.302.2423-11.087419.451.470.162.28211.05417.651.270.382.17171.171.502.102.100.0023-11.086816.341.470.162.2029-11.138316.751.390.050.7423-11.082713.721.470.445.55211.051.504.741.274.2229-11.134315.911.390.385.94331.497616.061.410.091.8729-11.13159.871.390.786.9223-11.081.507.691.477.55331.494914.611.410.264.7429-11.131.502.171.390.95331.49492.171.410.260.26331.491.501.611.410.24q2iq2i(m3/t)i2.362323230

0.0004(VdafW0

)20.16Vdaf－煤中挥发分含量，%；W0－煤层原始瓦斯含量，m3/t。矿井各煤层掘进时掘进工作面煤壁瓦斯涌出强度q0和掘进煤壁瓦斯涌出量q3见表2-7。掘进巷道落煤的瓦斯涌出量q＝S(WW)4 0 c式中 S－掘进巷道断面积，m2；，m/min；γ－煤的密度，t/m3；WC－运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。35-3〔即考虑上邻近层采动影响对掘进煤层的瓦i，深部各煤层掘进时掘进工作面落煤瓦斯涌出量4及单个掘进工作面瓦斯2-7。生产采区瓦斯涌出量采区瓦斯涌出量由下式计算：γ

式中 q区－生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；242424qi－第im3/t〔2-6〕；Aii1350t；表2-7各煤层单个掘进工作面瓦斯涌出量计算表32.384.760.00915.1422.80.000.14515005.0612.601.451.702.217.275-31.563.120.00914.7823.60.800.02915000.6712.601.501.650.451.1272.785.560.00916.6622.90.580.06715002.7512.601.451.661.043.78101.042.080.00917.2524.360.810.03415000.5212.601.551.790.521.03122.645.280.00916.5527.650.630.07415002.8712.601.402.230.843.72132.805.600.00916.8325.360.630.06815002.7812.601.401.950.873.6515-11.623.240.00917.7724.650.500.09315002.2112.601.451.821.313.5315-21.162.320.00918.7826.630.830.03715000.6312.601.402.110.451.08161.362.720.00917.0824.650.820.03215000.6412.601.401.820.441.08171.172.340.00922.0028.320.840.04415000.7612.601.452.100.521.28211.052.100.00915.8618.650.380.07615001.1812.601.551.271.592.7723-11.082.160.00919.4521.640.440.09815001.5612.601.551.471.773.3329-11.132.260.00916.7520.670.780.03215000.5312.601.501.390.571.10331.492.980.00916.0621.720.260.10815002.3612.601.551.411.914.26煤层m0(m)DvW0Vdafηq0L(m)q煤层m0(m)DvW0Vdafηq0L(m)q3S(m2)γ(t/m3)WCq4q掘(m3/t)(%)i(m3/m2.min)(m3/min)(m3/t)(m3/min) (m3/min)矿井设计以1个采区1个综采工作面、4个综掘工作面达产。取K′＝1.25计算深2-8。区域预抽前矿井瓦斯涌出量1q ＝K井

ni1

q A区ii

n/ A0ii1式中 q井－矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；qiim3/t；252525Ai－第i个生产采区平均日产量，t；2-9。各煤层开采时采区瓦斯涌出量煤层K′q (m3/t)回iA(t)iq掘(m3/min)iA(t)0q (m3/t)区31.2537.4013507.27150076.975-31.2520.9813501.12150028.9871.2510.8813503.78150030.38101.2519.4513501.03150026.83121.258.0613503.72150026.92131.257.6813503.65150026.1615-11.2512.2813503.53150030.7615-21.257.6913501.08150013.84161.255.1613501.08150010.99171.255.1113501.28150011.89211.2517.5713502.77150033.0623-11.2519.2013503.33150037.5829-11.251.2113501.1015006.64331.250.2413504.26150020.72各煤层开采时矿井瓦斯涌出量26262631.2576.971500150096.21100.225-31.2528.981500150036.2337.7371.2530.381500150037.9839.56101.2526.831500150033.5434.93121.2526.921500150033.6535.05131.2526.161500150032.7034.0615-11.2530.761500150038.4540.0515-21.2513.841500150017.3018.02161.2510.991500150013.7414.31171.2511.891500150014.8615.48211.2533.061500150041.3343.0523-11.2537.581500150046.9848.9329-11.256.64150015008.308.65331.2520.721500150025.9026.98煤层K″煤层K″q区i(m3/t)A(t)iA0i(t)q (m3/t)井q (m3/min)井依据前述计算结果未抽采时深部在开采3号煤层时回采工作面确定瓦斯涌出量最大35.06m3/min、相对瓦斯涌出量为 37.40m3/t；同期矿井确定瓦斯涌出量最大100.22m3/min、矿井相对瓦斯涌出量为96.21m3/t。抽采平衡”的原则进展抽排。同时由于矿井为煤层群开采，除本煤层外，其邻近层有大量瓦斯涌入，因此必需在开采前对开采层及其邻近煤层均应进展穿层抽放消突，且确保预抽时间和预抽效果，保证抽采达标煤量和拟安排生产预备及回采煤量相平衡，使矿井采掘活动严格把握在瓦斯抽采达标的区域和煤层内。抽采难易程度分析272727数〔、钻孔瓦斯极限抽放量〔j3.2.1煤层的透气性系数〔λ〕0煤层透气性是煤层对于瓦斯流淌的阻力，是衡量煤层瓦斯预抽难易程度的重要标流量，依据钻孔瓦斯不稳定径向流淌理论，承受如下公式进展试算和验算：0A＝ qrP2-P20 1

，B＝

0r2

，＝WP0F0＝10-2～1，λ＝100A1.61B0.613；F0＝1～10，λ＝100A1.39B0.389；F0＝10～102，λ＝109.5A1.25B0.25；F0＝102～103，λ＝182.8A1.136B0.136；F0＝103～105，λ＝210.4A1.111B0.111；F0＝105～107，λ＝313.1A1.07BP0式中 W0－原始瓦斯含量，m3/t；P1－煤层原始瓦斯压力及巷道大气压，MPa；r－钻孔半径，m；，q＝Q/(2πrL)；Qt，m3/d；L－煤孔段长度，m。3.2.2钻孔瓦斯流量衰减系数〔β〕在测压完毕后卸下压力表，安上流量计测定钻孔的自然瓦斯流量及其随时间的变282828q0tqt，然后用下式回归计算衰减系数β：qt＝q0e-βt2-10。表2-10煤层预抽瓦斯难易程度分类表难易程度β(d-1)λ(m2MPa2d)简洁抽放＜0.003＞10可以抽放0.003～0.0510～0.1较难抽放＞0.05＜0.1指标〔λ〕和钻孔瓦斯流量衰减系数瓦斯抽放效果的估量。指标0.604～1.390m2/MPa2.d为可以抽放煤层。矿井三个煤量与抽采达标煤量分析表2-11攀枝花煤矿“煤量”计算成果表〔t〕是否是否开拓水容重储量 工作 走向长 斜长 厚度 本期末 平 煤层 〔t/m类别 面 度〔m〕〔m〕 (m) 煤 量 采达(m) 3〕标回采870～5-3110510631251.51.528.4是292929940770～870合计770～

211033 209 180 1.45 1.5 8.1 是336.51103预备 3 1150 190 1.45 2.6 82.4 否870合计

436.5t

118.9711077110711501401.452.865.4否25-3110510301901.451.544否3870～5-3110514551901.451.560.1否9404711074101801.453.537.4否37110715501901.453.0128.1否410111010301801.551.028.7否770～870103111014501801.551.040否41211124101801.42.626.9否3030301801.42.638.1否1601.42.148.4否1601.42.148.7否714.73111212104041113131030311131310354合计45t/3111212104041113131030311131310354合计煤层剩余瓦斯含量测定及防突仪器剩余瓦斯含量与实际值存在差异。需购置一台DGC型煤层瓦斯含量直接测定装置，对中“抽采达标”的要求。WTCWTC备。钻机更改进ZY-65010〔3、ZDY-1200S5313131矿煤层透气性较差，瓦斯治理难度大，加之钻孔施工慢，抽放时间缺乏，ZDY-1200S型钻机过于笨重，搬运钻机难度格外大，现配置的钻机已不能满足生产需要。需购置ZDY-20234施工专用瓦斯巷依据矿井采掘部署，2023110345-3号煤层底板施工专用底板抽放巷，打钻预抽11034工作面区段瓦斯，实现11034工作面掘进前区域消突目的；1103411034323232四、工程实施的主要内容煤层剩余瓦斯含量测定及防突仪器方案简述DGC14WTC的四台旧设备更换，以保证使用过程中测量数据准确性。钻机改进方案简述ZY-12005000m4ZDY-2023机，加快钻孔施工，争取抽放时间，削减钻机搬运过程中消灭的担忧全因素，改进后台8000～10000m。掘进专用瓦斯抽放巷施设计〔变更〔开采层或岩层〕抽放、本煤层抽放、巷道掘进预抽、采抽采巷道布置掘进底板瓦斯抽放巷，打钻对3、5-3号煤层实施区域预抽，解决3号煤层掘进期333320232023m。抽采方法及钻孔布置333333底板专用抽采巷由抽采巷向煤层打钻孔，可起到煤层群预抽及卸压抽的作用。瓦斯抽采巷布置在5-3号煤层底板，自抽采巷内施工穿层预抽钻孔，其间距依据实际考察的煤层有效半径20m20m。顶板高位抽采巷法埋管进展抽放。抽采效果分析预抽效果分析“突出煤层在采掘作业前必需将瓦斯含量降到 8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa〔表压〕以下。本方案按预抽后的煤层瓦斯含量Wh降至6.0m3/t进展效果分析。预抽后矿井瓦斯涌出量〔AQ1018-2023〕进展推想计算，计算公式同前。回采工作面瓦斯涌出量考虑自上而下开采后下部邻近层瓦斯释放预抽后3号煤层开采时期采煤工作面确定瓦斯涌出量最大为 10.76m3/min，预抽后回采工作面瓦斯涌出量计算结果详见表3-1。3535开采开采层邻近层W/W0i hiWciηq2i煤层 厚度m(m)采高M(m)W/W(m3/t)W(m3/t)q(m3/t)h(m)(m3/t)(m3/t)i(m3/t)0 hc1煤层厚度(m)i5-31.56116.001.650.802.2872.78346.001.660.452.2832.382.386.001.705.22101.04436.001.790.380.70122.64616.002.230.180.75132.80826.001.950.050.2472.78233.301.660.581.705-31.561.561.651.650.0010121.042.6432503.724.921.792.230.430.250.551.14132.80715.701.950.171.14101.0492.121.790.810.1072.782.781.661.660.00122.64273.692.230.450.62132.80484.731.950.260.7315-11.62786.001.820.060.15122.64182.232.230.630.00101.041.501.791.790.00132.80393.501.950.391.6315-11.62695.641.820.171.0115-21.16766.002.110.100.43132.80212.141.950.630.1215-11.62514.681.820.280.49122.642.642.232.230.0015-21.16585.402.110.190.27161.367117.081.820.161.26171.177822.002.100.090.7934353535煤层厚度m(m)采高M(m)W/W(m3/t)0 hW(m3/t)cq(m3/t)1煤层厚度(m)h(m)(m3/t)(m3/t)i(m3/t)15-11.62303.371.820.500.4515-21.16374.372.110.400.38132.802.801.951.950.00161.36506.001.820.260.53171.17576.002.100.200.3315-21.1672.622.110.830.18161.36204.441.820.620.7915-12.802.801.951.950.00171.17274.802.100.510.58211.05676.001.270.160.28161.36131.821.820.820.0015-21.161.502.112.110.00171.17202.352.100.620.16211.05615.041.270.180.61171.1772.102.100.840.00161.361.501.821.820.00211.05474.131.270.300.6623-11.08746.001.470.160.58211.05412.891.270.380.55171.171.502.102.100.0023-11.08685.041.470.160.5329-11.13836.001.390.050.2223-11.08274.231.470.441.25211.051.501.791.270.6429-11.13435.701.390.381.76331.49766.001.410.090.5929-11.13153.531.390.781.7523-11.081.502.371.471.09331.49495.461.410.261.4529-11.131.501.391.390.00331.49491.411.410.260.00331.491.501.411.410.0036开36开采层邻近层W/W0i hiWciηq2ii111掘进工作面瓦斯涌出量2.71m3/min3-2。表3-2预抽后各煤层单个掘进工作面瓦斯涌出量计算表32.384.760.0096.0022.80.000.05715002.0112.601.451.700.712.715-31.563.120.0096.0023.60.800.01215000.2712.601.501.650.150.4272.785.560.0096.0022.90.580.02415000.9912.601.451.660.301.29101.042.080.0096.0024.360.810.01215000.1812.601.551.790.140.32122.645.280.0096.0027.650.630.02715001.0412.601.402.230.221.26132.805.600.0096.0025.360.630.02415000.9912.601.401.950.241.2315-11.623.240.0096.0024.650.500.03115000.7512.601.451.820.341.0915-21.162.320.0096.0026.630.830.01215000.2012.601.402.110.100.31161.362.720.0096.0024.650.820.01115000.2312.601.401.820.120.35171.172.340.0096.0028.320.840.01215000.2112.601.452.100.100.31211.052.100.0096.0018.650.380.02915000.4512.601.551.270.520.9623-11.082.160.0096.0021.640.440.03015000.4812.601.551.470.450.9329-11.132.260.0096.0020.670.780.01115000.1912.601.501.390.170.36331.492.980.0096.0021.720.260.04015000.8812.601.551.410.601.48煤层煤层m0(m)DvW0Vdafηq0L(m)q3S(m2)γ(t/m3)WCq4q掘(m3/t)(%)i(m3/m2.min)(m3/min)(m3/t)(m3/min) (m3/min)416.17m3/t3-3。表3-3预抽后采区瓦斯涌出量222煤层K′q (m3/t)回iA(t)iq掘(m3/min)iA(t)0q (m3/t)区31.2511.4813502.71150016.175-31.254.5313500.4215007.1171.251.6013501.2915007.99101.253.0713500.3215004.99121.252.9413501.2615009.36131.251.6813501.2315007.7915-11.251.8313501.0915007.2915-21.250.7713500.3115002.35161.251.2413500.3515003.08171.251.3013500.3115002.95211.254.2413500.9615009.3823-11.254.3013500.9315009.3029-11.250.0013500.3615001.73331.250.0013501.4815007.10矿井瓦斯涌出量预抽后矿井确实定瓦斯涌出推想量最大为21.05m3/min，相对瓦斯涌出推想量为20.21m3/t，3-4。煤层K″煤层K″q区i(m3/t)A(t)iA0i(t)q (m3/t)井q (m3/min)井31.2516.171500150020.2121.055-31.257.11150015008.899.2671.257.99150015009.9910.40101.254.99150015006.246.50121.259.361500150011.7012.19131.257.791