煤矿2902采面区域抽采达标评判报告.docx

xxxx县xxxx乡xxxx煤矿2902采面区域抽采达标评判报告xxxx矿业有限公司xxxx县xxxx乡xxxx煤矿2902采面区域抽采达标评判报告 评判范围：2902采面（680m380m范围） （第一循环） 编 制 人： 总工程师： 生产矿长： 安全矿长： 机电矿长： 矿 长： xxxx县xxxx乡xxxx煤矿 xxxx县xxxx乡xxxx煤矿2902回采工作面区域抽采达标评判报告评审意见： 经矿瓦斯抽采达标评判领导小组对2902工作面第一循环（680m-380m段）进行抽采达标评判，认为矿井抽采基础条件、2902工作面评价的A-B-C-D区域内预抽钻孔有效控制范围界定、抽采钻孔布孔均匀程度、现场测定点、残余瓦斯含量（最大残余瓦斯含量7.2512m3/t）、残余瓦斯压力（最大残余瓦斯压力0.462Mpa）、风速2.5m/s、瓦斯浓度0.27%、工作面瓦斯抽采率57.7%等评判指标均符合煤矿瓦斯抽采达标暂行规定、防治煤与瓦斯突出规定和）煤矿瓦斯抽采基本指标的相关规定要求。故判定2902工作面瓦斯抽采达标，建议本次（工作面第一循环）在采取安全防护措施后正常推采300m，当推采300m后如需再向前推采时，必须进行下一次抽采达标评判，同时进行消突效果评价。在回采过程中必须加强瓦斯地质预测预报工作，特别注意小断层、隐伏断层的赋存情况观测，以及时采取有效防突措施达到抽放瓦斯防治突出的目的，坚决做到不掘突出头，不采突出面，确保2902工作面安全回采。评审人员签字：防 突 队长： xxxx年 月 日通 风 副总： xxxx年 月 日地 测 副总： xxxx年 月 日机电副矿长： xxxx年 月 日生产副矿长： xxxx年 月 日安全副矿长： xxxx年 月 日总 工 程师： xxxx年 月 日 矿 长： xxxx年 月 日 目 录1前 言51.1评判范围51.2评判依据51.3评判过程简述51.4评判结论62 矿井概况62.1 矿井地理位置与交通62.2 临近矿井瓦斯突出情况72.3矿井瓦斯地质及煤层特征72.4 开拓开采方式92.5 矿井通风系统92.6 突出事故发生情况102.7 矿井瓦斯参数测试情况102.8 矿井瓦斯抽采系统123 工作面概况123.1 工作面位置范围123.2 工作面煤层赋存情况123.3 工作面瓦斯情况133.4工作面突出危险性分析134 区域预抽工程施工与抽放情况134.1 区域预抽工程施工情况134.1.1区域防突措施选择134.1.2设计钻孔抽采半径依据144.1.3 区域预抽参数设计144.1.4钻孔施工质量及要求144.1.5抽采钻孔施工情况144.1.6吨煤钻孔量14.2 抽采情况154.2.1瓦斯抽采系统154.2.2堵接情况164.2.3预抽时间与抽放参数14.2.4瓦斯抽采量 5 预抽钻孔有效控制范围界定与评价单元划分185.1 预抽钻孔有效控制范围界定185.2 钻孔均匀程度评价195.3 评价单元划分196 残余瓦斯含量与可解吸瓦斯量的计算206.1 残余瓦斯含量计算216.2 可解吸瓦斯量计算226.3不可解瓦斯量计算236.4 预期达标指标评判247 预抽瓦斯效果指标现场实测257.1区域措施效果检验测点设计257.2区域措施效果检验现场测试258 抽采效果达标评判268.1 瓦斯抽采基础条件评价268.2 钻孔有效控制范围评判278.3 钻孔布孔均匀程度评判278.4 瓦斯预抽效果达标评判288.4.1瓦斯抽采效果达标评判指标288.4.2 可解吸瓦斯量指标达标评判288.4.3 瓦斯预抽防突效果达标评判288.4.3.1残余瓦斯含量和残余瓦斯压力288.4.3.2瓦斯动力现象298.4.4工作面风速、回风流中瓦斯浓度评判298.4.5工作面瓦斯抽采率评判299 结论与建议309.1 结论309.2 建议310附件32 1 前 言1.1 评判范围根据2902工作面施钻及抽放实际情况，将2902工作面680m至380m段作为2902回采工作面推采第一循环，其评价范围内A-B-C-D区域拐点坐标分别为；A点（X3029999.367，Y35619697.063，Z894.24）；B点（X3029982.463， Y35619568.614，Z903.32；C点（X3029704.621， Y35619742.827， Z903.51）；D点（X=3029658.248，Y=35619616.876，Z=894.37）；评判范围标高：+894.24903.51m。（附2902工作面第一循环抽采钻孔有效控制范围图）1.2评判依据（1）煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）；（2）防治煤与瓦斯突出规定 ；（3）煤矿安全规程（xxxx版）；（4）煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1025-2006）；（5）关于加强煤矿瓦斯抽采计量管理工作的意见黔安监煤矿2011242 号；（6）预抽钻孔施工原始记录；（7）预抽钻孔验收台帐；（8）瓦斯抽放台帐；（9）钻孔设计图和竣工图；（10）抽采计量、抽采系统、抽采管理制度等资料。1.3、评判过程简述1、项目可行性分析根据已采取的区域防突措施，其措施的控制范围及区域突出措施校果检测的瓦斯压力和瓦斯含量达到防治煤与瓦斯突出规定、煤矿瓦斯抽采达标暂行规定的要求（瓦斯压力小于0.74 MPa、瓦斯含量小于8 m3/t和工作面抽采率、风速、回风流中的瓦斯浓度等指标）进行评价。2、矿成立抽采达标评判领导小组组长：矿 长 张世青副组长：总工程师 马景友 成员：郝长贵 罗在贵 高 余 王 刚 陈体超 张吉礼 唐佐彬职责：组 长：负责抽采达标的全面工作；副组长：协助组长工作，负责抽采达标的设计、资料收集、抽采评价报告审核等工作；成 员：安全科：每个小班必须安排人员对抽放钻孔的施工进行检查，会同跟班领导、瓦斯检查员对竣工的钻孔进行验收，跟踪抽放钻孔具体抽放情况，如出现弄虚作假，按照抽放奖惩制度对责任人进行处罚。通风科：负责编制抽放设计，现场进行技术指导，负责钻孔抽放浓度、负压、流量、温度的测定，收集抽放技术资料。防突队（人员配备28人）：负责瓦斯参数检测、抽放情况统计、预测预报等工作。 1.4、评判结论矿井建立了满足瓦斯治理需要的抽采系统，抽采方法、工艺可行，2902采面钻孔有效控制范围和布孔均匀程度满足煤矿瓦斯抽采基本指标的要求，2902采煤工作面经进行瓦斯抽采后，煤的残余瓦斯含量7.2512m3/t、可解吸瓦斯量5.0505m3/t、残余瓦斯压力为0.462MPa、工作面抽采率57.7%、风速2.5m/s、回风流中的瓦斯浓度0.27%均满足煤矿瓦斯抽采达标暂行规定、防治煤与瓦斯突出规定要求，故判定2902采煤工作面采前顺层抽放已经达到瓦斯预抽效果达标要求。2 矿井概况2.1矿井所在地理位置、交通情况xxxx煤矿地处xxxx县xxxx乡，位于xxxx县城以南（方位约180），距xxxx县城约10km。地理位置为东经10612211061327，北纬272144272237。南北长1.54km，东西宽1.79km。326国道大方至xxxx段经过xxxx乡，xxxx煤矿距326国道约8km，xxxx乡至矿区有简易公路相通。距xxxx电厂约17km，距黔西电厂约75km，距大方电厂约90km。交通较方便（详见交通位置图）。图21 xxxx煤矿交通位置图2.2 临近矿井瓦斯突出情况 根据矿井调查资料，相邻矿井9号煤层均有煤与瓦斯突出危险。2.3 矿井瓦斯地质及煤层特征 矿区位于云盘山背斜近核部。该背斜呈北北东向展布，为宽缓不对称的背斜，地层产状平缓，倾角一般510，平均7，断层不发育，井田构造简单。从xxxx煤矿井田煤层赋存条件来看，6下、7、8、9、14、15号煤层的埋藏标高为+1080m+800m，围岩组合类型为泥质粉砂岩、泥岩，且陷落柱较少，工作面水文地质条件简单，具有较为理想的圈闭与阻止瓦斯逸散的围岩类型与盖层条件。 井田内含可采煤层6层：分别为6下、7、8、9、14、15。其中，9、15煤层为全区可采，7、8、14煤层为大部可采，6下煤层为部局部可采。分述如下： 6下煤层：厚度0.391.62m，平均0.94m；采用厚度0.391.62m，平均0.94m，煤层结构单一，矿区西南部及东南部不可采，大部分可采，属较稳定煤层。上距长兴组底27.3736.55m，平均32.74m。7煤层：厚度0.492.77m，平均1.31m，夹矸0至1层，厚0.360.45m，平均0.41m。采用厚度0.492.41m，平均1.21m，矿区西南部不可采，大部可采，属较稳定煤层。上距6下煤层底0.833.61m，平均1.87m。8煤层：厚度0.691.38m，平均0.97m，采用厚度0.691.38m，平均0.97m，煤层结构单一，矿区东南部不可采，大部分可采，属较稳定煤层。上距7煤层底1.057.60m，平均2.82m。9煤层： 该煤层顶底板多为泥质粉砂岩、泥岩，遇水易软化，膨胀 厚度1.664.79m，平均2.8m，夹矸0至2层，厚0.100.44m，平均0.21全区可采，属稳定煤层。上距8煤层底8.0611.83m，平均9.83m。14煤层：厚度0.831.84m，平均1.25m，夹矸0至2层，厚0.160.27m，平均0.21m。采用厚度0.671.66m，平均1.02m，矿区东部不可采，大部可采，属较稳定煤层。上距9煤层底27.0131.74m，平均29.92m。15煤层：厚度1.263.30m，平均1.84m，夹矸0至5层，厚0.090.63m，平均0.18m。采用厚度0.832.42m，平均1.43m，全区可采，属较稳定煤层。上距14煤层底12.0520.44m，平均16.32m。下距茅口组石灰岩1.346.75m，平均3.55m。 煤质： 按国家煤炭质量分级(GB15224-2004)对主要煤质指标的分级标准：6下煤层：为中灰（MA）中硫（MS）高热值（HQ）煤；7煤层：为中灰（MA）中高硫（MHS）高热值（HQ）煤；8煤层：为中灰（MA）中硫（MS）高热值（HQ）煤；9煤层：为中灰（MA）中硫（MS）高热值（HQ）煤；14煤层：为中灰（MA）中高硫（MHS）中热值煤（MQ）；15煤层：为中灰（MA）高硫（HS）中热值煤（MQ）。2.4 开拓开采方式 矿井采用斜井开拓，布置有主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒。全矿井划分为二个水平，现开采水平标高为920m。矿井划分三个采区，现开采二采区，采区水仓标高+865m。二采区布置有轨道下山、皮带下山、北翼回风巷、南翼专用回风巷。 矿井达产时，布置一个采工作面和2个掘进工作面，工作面设计生产能力15kt/a，目前的2902工作面采长140m，走向长680m，工作面布置有进风巷、回风巷，采用“U”型通风系统，用悬移支架支护顶板，割煤机一次采全高采煤方法，刮板输送机和皮带输送机运煤，全冒落法管理顶板。2.5 通风系统 矿井采用中央并列式通风，布置有主斜井、副斜井、回风斜井三条井筒。通风方法为机械抽出式，现矿井总进风4670m3/min，主扇型号为FBCDZ 24/2280型，功率2280KW。风量范围50130m3/s，风压范围40801830Pa,实测矿井总风量为4327m3/min，满足矿井通风要求。回采工作面采用全负压U型通风，各掘进头采用FBDNO6.0/222KW局部通风机压入式通风，各掘进头均实现独立回风。2902回采工作面采取“U”型通风方式。风量配备：根据矿井配风计划，该采面配备的风量为1020m3/min。进风：地面主斜井（副斜井）轨道下山（皮带下山）2902运输巷2902回采工作面。回风路线：2902回采工作面2902回风巷北翼回风巷回风斜井地面。2.6 突出事故发生情况 截止xxxx年9月xxxx煤矿在采掘过程中未发生过煤（岩）与瓦斯（CO2）突出事故。2.7 矿井瓦斯参数测试情况2.7.1 历年矿井瓦斯等级鉴定情况矿井2009年2011年瓦斯等级鉴定结果见下表： 表2 1 近年来矿井瓦斯等级鉴定结果表鉴定年度矿井瓦斯涌出量（CH4）鉴定结果绝对量(m3/min)相对量(m3/t)201013.5554.64高瓦斯201116.7449.07高瓦斯20122560突出 2014 25.09 60 突出2.7.2突出煤层鉴定情况根据贵州省能源局文件关于对xxxx县xxxx煤矿9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复（黔能源煤炭2011784号），鉴定结论：xxxx县xxxx煤矿在鉴定范围（+863m1080m之内）的9煤层有煤与瓦斯突出危险性。2.7.3 瓦斯基本参数测定 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2011年11月11日提交的贵州省xxxx县xxxx煤矿9号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告、xxxx煤矿地质勘查报告和贵州天健矿业集团股份有限公司瓦斯实验室测得9号煤层瓦斯基本参数见表22。 表2-2 瓦斯基本参数表序号项目实测值备注1原始瓦斯压力(MPa)0.802原始瓦斯含量(m3/t)14.613水分（Mad%）1.384灰分（Aad%）22.985挥发分（Vdaf%）7.546坚固性系数（f）0.447孔隙率（%）2.498煤的吸附常数a(m3/t)36.8109煤的吸附常数b(MPa-1)1.26052.7.4 煤层自燃倾向性、煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室2012年7月6日提供的检测报告； （1）xxxx煤矿9 号煤层火焰长度0mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量0，煤尘无爆炸性；（2）xxxx煤矿9 号煤层号煤层煤的吸氧量1.04cm3/g，自燃倾向性等级为III类，属不易自燃煤层。2.8 矿井瓦斯抽采系统地面建设有高低负压两套抽放系统，高负压抽放泵型号为2BEC620-1，电机功率355KW，极限真空0.087Mpa，转速最大吸气量290 m3/min，主管路400mm，支管250mm；低负压抽放泵型号为2BEC-72，电机功率900KW，最大抽速633m3/min，极限真空0.016Mpa，转速340r/min，管路600mm，支管600mm。各掘进头均设有自动计量装置。抽放系统满足矿井抽采需要。 供电电压为10kV。高低负压抽采泵各两台，一台工作，一台备用，担负矿井的瓦斯抽放工作。3 工作面概况3.1 工作面位置范围水 平 名 称920水平采区名称二采区地面标高（m）+11201327井下标高（m） +894.24903.51地面的相对位置该工作面对应地面为丘陵山地，无建筑物设施与积水区。回采对地面设施的影响 本面回采对地面建筑无较大影响。井下位置及四邻关系2902回采面西北以F逆断层煤柱线为界；东北为南翼专用回风巷保护煤柱；西南为2902回风巷未采区；东南为二采区2906工作面未采区。走向长度（m）680倾斜长度（m）140面积（）952003.2 工作面煤层赋存情况煤 层厚 度（m）2.8煤 层结 构简单煤 层倾 角（）5 10煤硬度（f）0.5-17开采煤层9煤 种无烟煤稳定程度 稳 定煤层及顶底板情况描述黑色、黑灰色，块状，半亮型，致密块硬，均一结构。具贝壳状断口，似金属光泽，煤层上部夹亮煤条带，内生裂隙较发育，偶含豆状黄铁矿结核。容重1.4t/m3。本工作面运、回两巷及切眼煤层厚度在2.2m3.4m之间，平均煤厚2.8m。为二叠系上统龙潭组9#煤层，倾角512，一般6。全区发育，结构简单，偶含夹矸，层位稳定，属稳定煤层。顶底板多为泥质粉砂岩、泥岩，遇水易软化，膨胀 厚度1.664.79m，平均2.8m，夹矸0至2层，厚0.100.44m，平均0.21m，上距8煤层底8.0611.83m，平均9.83m。3.3 工作面瓦斯情况该工作面回采准备巷道在掘进时采取两个“四位一体”综合防突措施，在采取工作面预测的过程中， 测得最大K1值0.39mL/(g.min1/2），最大钻屑量（Smax)2.3Kg/m，在施钻过程中偶有喷孔、顶钻、卡钻等动力现象。在掘进的过程中有瓦斯超限现象。3.4 工作面突出危险性分析(（1）通过上述指标来看，该采面9号煤层瓦斯涌出量较大，瓦斯压力偏高，出现过喷孔现象；（2）煤层硬度大；（3）埋藏深度较变化较大，埋深为248m380m；（4）经鉴定，矿井9号煤层在+863m1080m之内有突出危险性，而该工作面开采的标高为+894.24m903.51m之间，在划定的突出危险性鉴定范围内。（5）综上所述，2902采面煤层按照突出危险煤层进行管理。4 区域预抽工程施工与抽放情况4.1 区域预抽工程施工情况4.1.1区域防突措施选择该工作面煤层赋存较稳定，厚度平均2.8m,偶有02层夹石。为了确保2902采煤工作面回采安全，采取顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯作为区域防突措施，即通过在2902工作面上下巷道施工顺层预抽钻孔对工作面瓦斯进行预抽。（附：2902工作面顺层预抽煤层瓦斯钻孔设计图）4.1.2设计钻孔的抽采半径依据根据矿井的瓦斯抽采设计，矿井的煤层透气性一般，为可以抽放煤层，未作抽放半径考察，根据煤矿瓦斯抽放手册，预抽半径为34m。4.1.3 区域预抽参数设计2902采煤工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯的区域防突措施，抽采半径设计为11.5m，在2902采煤工作面运输巷、回风巷相向施工平行钻孔，为消除空白带，保证钻孔对接，要求钻孔重叠5m以上。2902采煤工作面运输巷已施工358个顺层预抽钻孔（包括补孔），钻孔间距23m，钻孔长度75m，钻孔孔径75mm。在2902回风巷已施工360个顺层预抽钻孔，钻孔间距23m，钻孔长度75m，钻孔孔径75mm。4.1.4设计的钻孔工程量及施工要求1、本循环预抽钻孔总工程量：共设计293个钻孔，进尺21975m。2、钻孔由管理人员订孔，钻工采取放线法施工；单孔施工结束后由安全员和瓦检员联合进行验收钻孔，确保钻孔的真实性；单孔施工结束后，及时绘制竣工图，由此确定是否增补钻孔。3、若钻孔无法达到设计的深度，则采取方位角不变，调整钻孔的倾角来达到设计深度。4、钻孔施工前，专门编制了抽采设计及施工安全技术措施。5、钻孔的倾角不得误差1，方位角不得误差2。4.1.5本循环预抽钻孔施工情况4.1.5.1钻孔施工地点2902工作面回采前本层预抽钻孔施工地点为2902回风巷下帮和2902运输巷上帮。4.1.5.2打钻情况过程中瓦斯涌出情况由于煤层具有突出危险性，煤层硬度系数大，在采取安全措施的情况下，在掘进期间，风巷和运输巷各采取二台ZYD-620型液压钻机施工采前预抽钻孔，钻孔直径75mm；施钻过程中偶有喷孔、卡钻、顶钻及瓦斯异常涌出现象,施工钻孔时回风风流中的瓦斯浓度最高为0.36%。4.1.5.3本次评价范围（680m380m）钻孔竣工情况自2015年3月16日开始，截止2015年7月19日，2902回风巷共施工本煤层顺层钻孔（200号345号钻孔）146个，钻孔深度7583m，平均孔深为76.6m，合计孔深11183.6m。自2015年6月6日开始，截止2015年7月29日，2902运输巷共施工本煤层顺层钻孔（200号246号钻孔）147个，钻孔深度7582.6m，平均孔深为76.8m，合计孔深11289.6m。自xxxx年9月3日开始，截止xxxx年9月25日，在2902回风巷、运输巷共补本煤层顺层钻孔8个，钻孔深度68.25102.75m，平均孔深为84.28m，合计孔深674.25m。根据预抽钻孔的施工情况，本循环共施工本煤层钻孔301个，累计钻孔进尺23147.45m。（附：2902工作面顺层预抽煤层瓦斯钻孔竣工图和竣工参数表）4.1.6 本循环吨煤钻孔量2902回风巷和运输巷本循环施工顺层钻孔控制煤层总面积42000m2。煤层平均厚度2.8m，容重1.4t/m3，工业储量164640t。2902工作面本循环共施工本煤层抽放钻孔301个，合计孔深23147.45m；吨煤钻孔量为0.1406m/t。4.2 抽采情况4.2.1瓦斯抽采系统矿井为煤与瓦斯突出矿井，9号煤层原始瓦斯含量14.61m/t。地面建设有高低负压两套抽放系统，高负压抽放泵型号为2BEC-620，电机功率355KW，极限真空160hpa，转速320r/min，最大气量290m/min，主管路400mm，支管250mm；低负压抽放泵型号为2BEC-72，电机功率900KW，最大抽速633m/min，极限真空160hp，转速340r/min，管路600mm，支管400mm。各掘进迎头均设有自动计量装置。抽放系统满足矿井抽采需要。从瓦斯抽放泵站敷设两趟瓦斯抽放管路经回风斜井北翼回风巷2902采面回风巷和运输巷。在巷道低洼处安设放水器；该采面选用高负压瓦斯抽放系统进行预抽。 抽放支管采取GF-100“V锥”管道瓦斯气体综合参数测定仪计量，实行于瓦斯监控系统联网数据上传，每天统计1次瓦斯抽放台帐；单孔使用CJZ-70和WGCB瓦斯抽放参数综合测定仪，每周测定1次单孔负压、单孔的瓦斯抽放浓度等参数。4.2.2堵接情况（1）钻孔施工结束后及时插入40mm的瓦斯抽放管，封孔深度为810m。（2）封孔材料选用马丽散。（3）封孔方式采取人工封孔。（4）每组钻孔单独安装1个闸门进行钻孔负压调节。（5）每个钻孔封孔结束，及时建有封孔台账，实行钻孔封孔质量责任制，确保瓦斯抽放的气密性良好。4.2.3预抽时间及瓦斯抽放参数（1）预抽起始时间在2902回风巷施工本循环钻孔施工时间为：2015年3月16日2015年7月19日；预抽从2015年3月17日xxxx年9月25日，预抽总时间18.3个月。在2902运输巷施工本层钻孔施工时间为：2015年6月6日2015年7月9日。预抽从2015年6月7日xxxx年9月25日，预抽总时间16个月。（2）瓦斯抽放参数2902回采工作面选用高负压瓦斯抽放，孔口瓦斯抽放负压为13.0KPa32KPa;单孔瓦斯抽放浓度在32.3%58.1%之间；单孔的瓦斯抽放纯量在0.07m3/min0.45m3/min之间。4.2.4本循环瓦斯抽采量 截止xxxx年9月25日，2902采煤工作面本煤层抽放钻孔2902回风巷（200号345号钻孔）和运输巷（200号346号钻孔）合计抽放瓦斯量112.12万m，吨煤抽放量6.81m/t。详见2902采面本层瓦斯抽放流量统计表41、表42。 表41 2902采面运输巷本煤层抽放钻孔抽放量统计表年份月份连抽孔数顺层孔数抽放负压（Kpa）平均抽放浓度（%）工况混合流量（m3/min）月抽放量（m3）累计抽放量（m3）20156545428.1724.2325.5619226.819226.82015714714725.7836.4543.1263256.2824832015814714724.6534.3448.2758247.5140730.52015914714724.3733.1246.2352378.8193109.320151014714722.6632.2442.1246797.1239906.420151114714724.7128.3940.3642267.3282173.720151214714725.7624.4542.4740231.4322405.1xxxx114714727.1221.2341.3338276.3360681.4xxxx214714726.3219.5542.1535789.6396471xxxx314714726.1117.2546.7832678.7429149.3xxxx414714724.3614.3247.2328327.5457476.8xxxx514714723.7912.1142.3924678.2482155xxxx614714724.749.4543.1122321.9504476.9xxxx714714727.128.1242.1617789.4522266.3xxxx814714728.577.3441.3416893.8539160.1xxxx914714729.326.5641.129093.7548253.8 表 42 2902采面回风巷本煤层抽放钻孔抽放量统计表年份月份连抽孔数顺层孔数抽放负压（Kpa）平均抽放浓度（%）工况混合流量（m3/min）月抽放量（m3）累计抽放量（m3）201535530.1724.234.52729.3729.320154565629.2326.7516.3619834.520563.820155909027.5630.1230.1228936.2495002015612112126.2231.3438.4635819.495319.42015714614627.8940.2942.1264378.2149697.62015814614626.5738.3440.3358923.5208621.12015914614626.7234.1239.2854679.22683300.320151014614628.3430.0743.3450223.4313523.720151114614627.8927.4542.1246245.7359769.420151214614628.1224.3441.8941895.8401665.2xxxx114614628.3220.1240.7737892.1439557.3xxxx214614626.3218.2442.1132615.6472172.9xxxx314614628.1717.3442.2526892.2499065.1xxxx414614628.2515.6739.4722345.3521410.4xxxx514614628.3214.7640.1217992.7540403.1xxxx614614627.9312.3340.7811789.3551192.4xxxx714614627.3410.8946.3310078.3561270.7xxxx814614628.338.3547.129790.4571061.1xxxx914614627.796.7845.341833.5572944.6 5 预抽钻孔有效控制范围界定与评价单元划分5.1 预抽钻孔有效控制范围界定根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）第二十四条，预抽煤层瓦斯的抽采钻孔施工完毕后，应当对预抽钻孔的有效控制范围进行界定，界定方法如下：（一）对顺层钻孔，钻孔有效控制范围按钻孔长度方向的控制边缘线、最边缘2个钻孔及钻孔开孔位置连线确定。钻孔长度方向的控制边缘线为钻孔有效孔深点连线，相邻有效钻孔中较短孔的终孔点作为相邻钻孔有效孔深点。（二）对穿层钻孔，钻孔有效控制范围取相邻有效边缘孔的见煤点之间的连线所圈定的范围。根据xxxx煤矿2902采煤工作面实际情况，工作面切眼长度140m；本循环回采走向长度300m。依据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定，预抽煤层瓦斯的抽采钻孔施工完毕后，应当对预抽钻孔的有效控制范围进行界定。针对2902工作面瓦斯综合治理，以本煤层顺层钻孔为主，钻孔有效控制范围按钻孔长度方向的控制边缘线、最边缘2个钻孔开孔位置连线确定。钻孔长度的控制边缘线有效孔深点连线，相邻有效钻孔中较短孔的终孔点作为有效孔深点。针对2902工作面瓦斯抽放钻孔实际施工情况，确定该工作面抽放钻孔有效控制范围，即为覆盖整个工作面走向长度300m，倾向长度140m，抽放钻孔有效控制范围详见2902工作面抽采钻孔有效控制范围图（附后）。5.2 钻孔均匀程度评价根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）第二十五条，预抽煤层瓦斯的抽采钻孔施工完毕后，应当对预抽钻孔在有效控制范围内均匀程度进行评价。预抽钻孔间距不得大于设计间距。2902工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯的区域防突措施。预抽钻孔严格按抽采设计方案施工，钻孔开孔、终孔间距均未超过3m，处于有效抽放半径范围内，满足抽放钻孔控制整个预抽区域并均匀布孔的要求。5.3 评价单元划分根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）第二十六条，抽采达标评判应分单元进行，将钻孔间距基本相同和预抽时间基本一致（即预抽时间差异系数小于30%）的区域划为一个评价单元。预抽时间差异系数按下式进行计算： （5-1）式中：预抽时间差异系数，%；预抽时间最长的钻孔抽采天数，d；预抽时间最短的钻孔抽采天数，d。根据2902工作面运输巷和回风预抽钻孔情况，沿回采方向对应区域预抽钻孔施工时间、抽采时间差异较大，以沿回采方向切眼中线为界将工作面划分为2部分，每一部分分别按上、下顺槽的预抽时间差异系数进行评价单元划分，在本循环内共划分为2个评价单元(上顺槽预抽区域划为I单元，下顺槽预抽区域划为II单元）。2902工作面评价单元划分具体位置范围如表5-1和2902工作面评价单元划分示意图所示（详见附图）。 表51 2902采面回采第一循环评价单元划分单元名称最外侧钻孔开始抽放时间最里侧钻孔开始抽放时间抽采效果评价时间预抽时间最长的钻孔抽采天数（d)预抽时间最短的钻孔抽采天数（d)预抽时间差异系数（%）单元位置（距切眼m）钻孔位置I2015年3月16日2015年7月19日xxxx年9月25日42931526.5703002902回风巷下帮II2015年6月6日2015年7月29日xxxx年9月25日43833723.0603002902运输巷上帮6 残余瓦斯含量与可解吸瓦斯量的计算根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）第二十六条，对同一评价单元预抽瓦斯效果评价时，首先应根据抽采计量等参数计算抽采后的残余瓦斯含量或残余瓦斯压力，并计算可解吸瓦斯量，当其满足本规定第二十七条规定的预期达标指标要求后，再进行现场实测预抽瓦斯效果指标。6.1 残余瓦斯含量计算瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量按下式计算。 （6-1）式中：煤的残余瓦斯含量，m3/t；煤的原始瓦斯含量，m3/t；评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m3；评价单元参与计算煤炭储量，t。评价单元参与计算煤炭储量G按公式(62)计算： G=(LH1一H2+2R)(l一h1一h2+R)m (62) 式中：L一评价单元煤层走向长度，取300m； L一评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，70m； H1 、H2一分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，13m。如果无巷道则为0； h1、h2一分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0； R一抽采钻孔的有效影响半径，m； m 一评价单元平均煤层厚度，m； 一评价单元煤的密度，t/m3 应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照表61中的数据或计算式确定。 表61 巷道预排瓦斯等值宽度 煤层厚度取2.8m。 该工作面煤层已经暴露时间大于300天，H取13m。 G=(300130+3)(70130+1.5)2.81.4 =66502.8tI单元：Wcy=(14.6166502.8572944.6)66502.8=5.99(m3/t)II单元：Wcy=(14.6166502.8548253.8)66502.8=6.37(m3/t) 根据xxxx煤矿实际情况，经计算，2902采煤工作面第一循环各评价单元残余瓦斯含量I单元为5.99m3/t，II单元为6.37m3/t，如表6-2所示。表6-2 2902采煤工作面第一循环各评价单元残余瓦斯含量计算结果 评价单元 计算结果原始瓦斯含量（m3/t）评价单元参与计算煤炭储量（万t）抽排瓦斯总量（万m3）残余瓦斯含量（m3/t）14.616.6557.295.9914.616.6554.836.376.2 可解吸瓦斯量计算根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定（安监总煤装2011163号）第二十六条规定，对于同一评价单元可解吸瓦斯量可按下式进行计算。 （6-3）式中：煤的可解吸瓦斯量，m3/t；抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m3/t； 煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式（6-3）计算。 （6-3）xxxx煤矿测定了9号煤的瓦斯吸附常数、工业分析和孔隙率等参数，测定结果如表6-3所示。表6-3 9煤层吸附常数、工业分析测定结果吸附常数煤质分析孔隙率% a值(m3/t) b值(Mp-1) Mad(%)水分 Aad(%) 灰分 Vf(%) 挥发分 36.8101.26051.38 22.98 7.54 2.499号煤的视密度为1.32t/m3，真密度为1.40t/m3，经计算，孔隙率为2.49，结合瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量计算结果，经过计算：I单元残余可解吸瓦斯含量为3.7893m3/t，II单元残余可解吸瓦斯含量为4.1693m3/t，均低于8 m3/t，计算结果如表6-4所示。表6-4 2902采煤工作面第一循环各评价单元可解吸瓦斯含量计算结果计算结果评价单元残余瓦斯含量（m3/t）标准大气压下的残余瓦斯含量（m3/t）可解吸瓦斯量（m3/t）5.992.20073.78936.372.20074.16936.3 不可解吸瓦斯量计算抽采后不可解吸瓦斯含量按公式(64)计算： (64) 式中：Wj一煤的可解吸瓦斯量 t/m3。； -抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量 t/m3。； -煤在标准大气压下的残存瓦斯含量（不可解吸瓦斯量），按公式(6)计算。 (65) 式中：一煤的孔隙率 m3/m3。 Y一煤的容重 t/m3。 Wcc =2.2007 m3/t 经过计算：I单元、II单元不可解吸瓦斯含量均为2.2007m3/t，低于8 m3