金沙县高坪乡大运煤矿11081采煤工作面抽采达标评判

1、金沙县高坪乡大运煤矿金沙县高坪乡大运煤矿 1108111081 采煤工作面采煤工作面 抽采达标评判报告抽采达标评判报告 金沙县高坪乡大运煤矿金沙县高坪乡大运煤矿 二二一一五五年年一一月月 金沙县高坪乡大运煤矿金沙县高坪乡大运煤矿 1108111081 采煤工作面抽采达标评判报告采煤工作面抽采达标评判报告 编制人员名单编制人员名单 序序 号号 姓姓 名名职称或执业执格职称或执业执格专专 业业单位名称单位名称签签 字字职职 务务 1 1 2 2 3 3 4 4 目目 录录 前前 言言 .1 0.1 概述.1 0.2 本次抽采达标评判工作的依据.2 1 1 矿井及工作面概况矿井及工作面概况 .3 1

2、.1 矿井概况.3 1.2 工作面概况.12 2 21108111081 采煤工作面防突措施采煤工作面防突措施 .12 2.1 11081 采煤工作面掘进期间的防突措施.12 2.2 首采面区域综合防突措施.13 2.3 抽放量.14 3 3评价的地质单元划分评价的地质单元划分 .14 3.1 评价的地质单元划分原则.14 3.2 评价的地质单元划分.14 3.3 评价单元划分的结果.15 4 4区域效果检验首采面区域防突措施效果检验区域效果检验首采面区域防突措施效果检验 .15 4.1 区域效果检验方法 .15 4.2 抽采钻孔均匀程度评价.15 4.3 区域预抽效果检验钻孔布置.15 2.

3、3 工作面 11081 采面的区域验证.19 5 5工作面工作面 1108111081 采面预抽后的煤层残余瓦斯含量计算采面预抽后的煤层残余瓦斯含量计算 .19 5.1 煤层的原始瓦斯含量.19 5.2 11081 采面的煤炭储量.19 5.3 11081 采面煤体中的瓦斯储量.19 5.4 预抽时间.19 5.5 瓦斯抽采总量.20 5.6 11081 回采工作面预抽后残余瓦斯含量.20 5.7 11081 回采工作面预抽瓦斯抽采率.21 6 61108111081 采煤工作面抽采达标评判采煤工作面抽采达标评判 .21 6.1 评判指标.21 6.2 抽采达标评判分析.21 7 7抽采达标评

4、判结论抽采达标评判结论 .23 附表 3：瓦斯含量测定记录表。 前前 言言 0.10.1 概述概述 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

5、计的批复 （黔发改能源20112849 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

6、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

7、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

8、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。 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

9、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。 0.20.2 本次抽采达标评判工作的依据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 1 矿井及工作面概况矿井及工作

10、面概况 1.11.1 矿井概况矿井概况 1.1.11.1.1 交通位置交通位置 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 10625301062730，北纬：27 1430271744。 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 7

11、0km，有 326 国道相通。水、陆交通运输方便。 1.1.21.1.2 矿井建设情况矿井建设情况 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 14027.7

12、9 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。 回采工作面 1250 回采工作面 图 1-1 贵州金沙县大运煤业有限公司采掘工程平面图 1.1.31.1.3 矿井地质概况矿井地质概况 1.1.3.11.1.3.1 地层地层 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） 、第四系（q） 。 地层简表见表地层简表见表 1.1.3.11.1.3.1 表表1.1.3.11.1.3.1

13、 地层简表地层简表 中上统娄山关群2-3ls0634白云岩整合接触 石冷水组20276白云岩整合接触寒武系 中统 高台组2036白云岩、泥岩整合接触 1.1.3.21.1.3.2 煤系地层及含煤性煤系地层及含煤性 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。煤层顶板多 为砂岩或灰岩；粘土岩或泥岩及炭质泥岩一

14、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。 1.1.3.31.1.3.3 地质构造地质构造 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 813，zk1103 孔以 东至甘家寨地段形成一宽缓波

15、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。 总体本井田主要为简单的单斜构

16、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 1.1.3.31.1.3.3。 表表1.1.3.31.1.3.3 井田内断层特征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50-60 12055 60 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

17、层1000对井田内煤层破坏性小 f6地表露头2535575平移断层650对井田内煤层破坏性小 1.1.41.1.4 煤层及煤质煤层及煤质 1.1.4.11.1.4.1 煤层赋存情况：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

18、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，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

19、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。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.

20、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 20.4935.22m，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

21、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表 2.13。 表表 2.13 井田主要可采煤层特征表井田主要可采煤层特征表 煤层厚度 (m)层间距 (m)煤 层 结 构顶底板岩性 顺 序 煤层 编号 最小最大 平均 最小最大 平均 夹石层数 (层) 夹石总厚 (m) 煤层 可采 性 煤层 稳定 性 顶 板底 板 1m6 0.303.34 1.59 020.091.02 大部 可采 较稳 定 粉

22、砂岩、 泥质粉砂 岩、粉砂 质泥岩 粘土岩 10.7728.99 20.29 2m8 0.964.96 2.49 10.10.58 全区 可采 稳定 泥质粉砂 岩 泥岩、 粘土岩 46.3860.04 53.48 3m11 0.02.81 0.99 120.030.4 大部 可采 较稳 定 粉砂质泥 岩 泥岩、 含炭质、 含粉砂 质粘土 岩 4m12 0.04.92 1.93 20.4935.22 27.17 120.081.03 大部 可采 较稳 定 中厚层状 细晶灰岩 泥岩、 粉砂岩 1.1.4.21.1.4.2 煤层顶、底板岩性煤层顶、底板岩性 根据试验资料，泥岩、粉砂质泥岩、粘土岩类岩

23、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。 1.1.4.31.1.4.3 煤质及煤种煤质及煤种 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

24、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。 m12 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）：

25、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 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%33.8

26、2%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 107

27、01500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 11501450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（见表表 2.14） ，根据中国煤炭国家 标准 （mt/561-1996）属高热稳定性煤。 表表 2.14 各煤层热稳定性测试结果表各煤层热稳定性测试结果表 煤层编号ts+6(%)ts6-3(%)ts-3(%)备 注 m6 89.5090.00 89.70(3) 7.909.10 8.67(3) 1.402.00 1.60(

28、3) m886.2011.002.90 m11 83.4088.40 85.30(3) 8.1013.00 11.33(3) 3.103.70 3.43(3) m12 67.7082.00 73.67(3) 14.1018.60 16.20(3) 2.2014.60 10.17(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 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

29、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； m11 煤在 7.7%54.2%之间；m12 煤在 7.8%56.6%之间，反应性弱。 1.1.51.1.5 矿井通风、瓦斯情况矿井通风、瓦斯情况 1.1.5.11.1.5.1 矿井通风情况矿井通风情况 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

30、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 2160kw。电控装置规格型号：ggd2 低压配电柜， 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 fbd6.3/230kw 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 fbd6.3/230k

31、w 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/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

32、要。 1.1.5.21.1.5.2 矿井瓦斯情况矿井瓦斯情况 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表 1.1.5.2。 表 1.1.5.2 各可采煤层不同埋深处瓦斯含量终值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 （

33、m） 煤层气含量 （m3/t） zk40318910.448zk4022197.350 zk90437417.111zk90234710.988 zk40545420.097zk100347915.983 m6 m12 zk40557217.379 zk40321911.576zk40328213.700 zk20433114.369zk90445618.306 m8 zk40547722.479 m11 zk40554120.983 1.1.5.31.1.5.3 抽采情况抽采情况 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

34、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=160hpa；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

35、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 yyb2-4004-4g 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 1108

36、1 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 工作面瓦斯抽采纯量为 1619952m3。 1.1.61.1.6 煤尘爆炸危险性、煤层自然发火情况煤尘爆炸危险性、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

37、 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 1.1.6.11.1.6.1 。 表表 1.1.6.11.1.6.1 煤尘爆炸性试验结果表煤尘爆炸性试验结果表 工业分析 序号 煤层 编号 焦渣 特征 火焰 长度 抑制煤尘爆炸 最低岩粉量 爆炸性 结论 煤尘无爆炸性 煤尘无爆炸性 煤尘无爆炸性 煤尘无爆炸性 表表 1.1.6.21.1.6.2 各煤层自各煤层自 燃倾向等级燃倾向等级 工业分析 水分灰分挥发分 煤吸氧量 序号煤层 mad%ad%vdaf%cm3/g 自燃倾向分 类 1m63.0219.058.840.79级 2m83.7816.057.7

38、11.07级 3m111.7017.398.151.10级 4m121.5824.8617.310.86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“容易自燃”设计，开采 m12 煤时按级“自燃”设 计。 1.1.71.1.7 矿井开拓开采情况矿井开拓开采情况 矿井开采

39、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。 1.21.2 工作面概况工作面概况 1.2.11.2.1 11081

40、11081 采煤工作面巷道布置及煤层赋存情况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 7.92 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。 2 21108111081 采煤工作面采煤工作面防突措施防突措施 2.12.1 1

41、108111081 采煤工作面掘进期间的防突措施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

42、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 25m允许掘进60m 85m 3m 煤巷掘进工作面 2.22.2 首采面区域综合防突措施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

43、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 18.5kw，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。 11081采煤工作面本煤层顺层抽放钻孔竣工图 2.32.3 抽放量抽放量 2014 年 4 月

44、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 3评价的地质单元划分评价的地质单元划分 3.13.1 评价的地质单元划分原则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

45、差异系数小于 30%）的区域划分为一 个地质单元进行评估。 3.23.2 评价的地质单元划分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） %100 max minmax t tt 式中：预抽时间差异系数，%； 预抽时间最长的钻孔抽采天数； max t 预抽时间

46、最短的钻孔抽采天数。 min t 3、11081 回采工作面划分为三个区段 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 29.5%。 第二区段（488m-725m）预抽时间差异系数 28.9%。 第三区段（725m-997m）预抽时间差异系数 29.6%。 3.33.3 评价单元划分的结果评价单元划分的结果 11081 采煤工作面工作面三个

47、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 4区域效果检验首采面区域防突措施效果检验区域效果检验首采面区域防突措施效果检验 4.14.1 区域效果检验方法区域效果检验方法 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。 4.24.2 抽采钻孔均匀程度评价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。 4.34.3 区域预抽效果检验钻孔布置区域预抽效果检验钻孔布置

48、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，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 5.7091 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