回风巷抽采达标评判报告296377m2瓦斯抽采达评判报告

阳箐煤矿12605回风巷瓦斯抽采达标评判报告大方县星宿乡阳箐煤矿瓦斯抽采达评判报告编号：掘进-2015年-8工作面名称：12605回风巷掘进工作面评判范围：296m-377m区段循环数：第七循环矿长：范科林总工程师：刘军安全矿长：彭志国生产矿长：祝兴远机电矿长：吴玉平通防副总：孙兴富编制日期：2015年08月02日资料会审记录资料名称：12605回风巷掘进工作面瓦斯抽采达标评判报告职务姓名备注矿长总工程师安全矿长生产矿长机电矿长通防副总会审意见一、本报告根据《煤矿安全规程》、《瓦斯抽采达标评判办法》等先关规定结合矿井实际编制，内容完善。二、同意上报集团公司审批备案。三、作业期间严格执行“瓦斯治理十条禁令”四、加强工作面预测预报检测工作。五、加强矿井通风管理，杜绝有循环风或微风现象出现。2015年8月2日目录TOC\o"1-3"\h\u一、前言 1二、矿井基本情况 21、矿井通风情况 22、矿井瓦斯抽放系统情况 33、煤层瓦斯赋存情况 44、主要瓦斯基础参数 65、12605回风巷掘进工作面情况 6三、瓦斯抽放情况 8四、瓦斯抽采达标评判程序 9五、预抽煤层瓦斯效果评判 10（一）抽采钻孔有效控制范围界定 10（二）抽采钻孔布孔均匀程度评价 10（三）抽采瓦斯效果评判指标测定 111、评价单元划分 112、瓦斯抽采率计算 123、抽采后煤的残余瓦斯压力 124、煤层可解吸瓦斯量 135、预抽后实测残余瓦斯含量 14（四）抽采效果达标评判 15（五）抽采达标评判结论 16（六）防护措施 17六、附件 18第第页大方县星宿乡阳箐煤矿12605回风巷（296m～377m）块段瓦斯抽采达标评判报告一、前言为认真落实“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”瓦斯综合治理体系的建设，全面提升矿井瓦斯治理水平，有效防范和遏制瓦斯事故。为保证12605回风巷掘进安全，科学有效治理矿井瓦斯，根据《防治煤与瓦斯突出规定》和《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》要求，依据12605回风巷现场直接测定残余瓦斯含量、抽采达标竣工验收资料和防突队人员测定资料，特编制12605回风巷瓦斯抽采达标评判报告。（一）评价依据l、《煤矿安全规程》（2012版）;2、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006);3、《防治煤与瓦斯突出规定》;4、《煤矿瓦斯预测方法》(AQ1018-2006);（二）评价过程简述1、项目可行性分析根据已采取的防突措施，其措施的控制范围及区域突出危险性预测的瓦斯压力、瓦斯含量达到《防治煤与瓦斯突出规定》的要求（残存瓦斯压力小于0.74MPa、残存瓦斯含量小于8m3/t），进行评价。2、成立评价、评审组织机构组长：范科林（矿长）副组长：刘军（工程师）成员：祝兴远（生产矿长）、彭志国（安全矿长）、吴玉平（机电矿长）、孙兴富（通防副总）3、项目分工评价组：工程师、通防副总负责收集整理工作面瓦斯地质资料，落实工作面的布置，资料的收集、整理及报告的编制；通风队负责完善通风系统及防突设施、措施贯彻、安全防护措施；防突队负责区域防突措施和局部防突措施的实施；安全矿长负责监督各项措施的实施；矿长负责组织报告的评价。评审组：负责审查报告，提出并落实报告中未完善的措施及资料，交组长审核后定稿。二、矿井基本情况1、矿井通风情况矿井通风方式为中央并列式，矿井通风方法为抽出式。矿井通风井筒为3个，其中主井、副井为进风，回风井为回风。主扇风机选用FBDN018/2×90型防爆对旋轴流通风机二台，一台工作，一台备用。风量2296～4740m³/min，负压940～2236Pa。配套电机功率2×90kw。目前矿井通风实际风量为：进风井（主斜井、行人井）2960m3/min，风井2965m3/min。12605回风巷掘进工作面采取压入式正压通风，风机选择FBDN0-6型2×22kW，采用直径600mm的橡胶皮阻燃风筒，风机安设位置为12603轨道石门内，选择双风机、双电源的方式供风。(1)新鲜风流：地面→副斜井→12603轨道石门→局扇→12603联络巷→12605回风巷迎头；(2)泛风：工作面迎头→12605回风巷→12605回风巷专回→总回风斜巷→风井→地面。2、矿井瓦斯抽放系统情况（1）矿井配备有两套瓦斯抽放系统，其中2BEA-303两台高负压瓦斯泵，最大抽量为43m3/min，极限真空度33mbar，配套电机55kw；2BEA-353两台低负压瓦斯泵，最大抽量为58m3/min，最低吸入绝压力100hpa，配套电机75kw。高负压瓦斯抽放主管路为DN200mm的聚乙烯管，支管为DN296mm的聚乙烯管。抽放管路敷设由瓦斯抽放站→风井口→回风斜井→12603回风巷专回→12605回风巷工作面（2）抽放支管采取GF-100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；使用WGCB瓦斯抽放参数综合测定仪，每天测定1次单孔负压、单孔的瓦斯抽放浓度等参数。3、煤层瓦斯赋存情况（1）评价单元参与计算煤炭储量按公式计算：式中：—评价单元煤层走向长度，45m；（此区域走向长共81米，但此次评价煤层走向长取最前端的45米，因为后端36米区域内的瓦斯已经过第六循环瓦斯抽放达标）—评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，32.4m；、—分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0；、—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；—抽采钻孔的有效影响半径，m；—评价单元平均煤层厚度，m；—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，可参照附表1-3-1中的数据或计算式确定。表1-3-1巷道预排瓦斯等值宽度巷道煤壁暴露时间（t/d）不同煤种巷道预排瓦斯等值宽度（m）无烟煤瘦煤及焦煤肥煤、气煤及长焰煤2550100296200296≥3006.57.49.010.511.012.013.09.010.512.414.215.416.918.011.513.016.018.019.721.523.0预排瓦斯等值宽度亦可采用下式进行计算：低变质煤：0.808×t0.55高变质煤：（13.85×0.0183t）/（1+0.0183t）煤层厚度取1.4m。该工作面两巷煤层已经暴露，H1取7.4m。G=(45-6.5-7.4+2×2)（32.4-0-0+2）×1.4×1.55=2620.1(t)（2）控制煤体抽采前瓦斯量计算：Q=W×P=2620.1×6.07（m3/t）=15904m3式中：W—控制煤体量：tP—吨煤瓦斯含量：m3/t4、主要瓦斯基础参数根据2012年度煤矿瓦斯等级鉴定报告，大方县星宿乡阳箐煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为4.64m3/min，相对瓦斯涌出量为23.86m3/t，为高瓦斯矿井。根据贵州省能源局关于对大方县阳箐煤矿26、33号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告>的批复》（黔能源煤炭[2011]698号）鉴定结论：大方县阳箐煤矿M26、M33煤层在开采＋1500m水平以上时不具有突出危险性，属非突出危险煤层。根据贵州省煤田地质局实验2009年8月出具的报告：M26煤层无爆炸危险性；M26煤层自燃倾向等级为Ⅲ类(不易自燃煤层)。矿井在进行煤与瓦斯突出鉴定时测得瓦斯基本参数见表1-4-1。表1-4-1瓦斯基本参数表煤层编号瓦斯压力（MPa）煤的破坏类型（类）放散初速度（mmHg）瓦斯含量（m3/t）M260.22Ⅲ23.56.075、12605回风巷掘进工作面情况（1）地面相对位置及邻近采区开采情况12605回风巷位置及井上下关系见表1-5-1。表1-5-1掘进工作面位置及井上下关系表水平名称一水平采区名称二采区地面标高+1720m～+1500m井下标高+1320m地面相对位置地面无村庄、公路等建筑物井下位置及与四邻关系12605回风巷设计600米，在12605轨道石门揭煤处开口。从12603运输巷掘进的过程中观察得出，该巷道掘进对地面荒山无影响。12605回风巷埋深为118m；预抽区域为12605回风巷走向296m至377米，倾斜宽23.4米（巷道左帮15米，右帮15米，巷道宽2.4米），评判回风巷该区域走向长取最短钻孔81m，倾斜宽23.4m。掘进工作面煤层赋存情况见表1-5-2。表1-5-2煤层情况表煤层厚度/m1.4m煤层结构简单煤层倾角/(o)16°开采煤层M26破坏类型Ⅲ类煤种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描述M26煤层，煤层厚度1.4～1.8m，现掘进范围内煤厚平均1.4m，煤质总体坚硬稳定。煤层顶底板：顶板岩性为灰色泥灰岩、黑色炭质泥岩、灰色粘土岩。底板为灰白色含硫铁矿粘土岩，均为软质岩组。（2）地质构造根据已经掘进的12603运输巷揭露煤层和预抽钻孔打钻资料来看，该工作面区域内地质构造简单，煤层赋存稳定，无地质构造。三、瓦斯抽放情况（1）12605回风巷区域条带预抽；在巷道左、右两帮各施工一个钻场；每个钻场内布置4个钻孔；控制巷道两帮轮廓线外15m控制巷道上帮轮廓线外15m，在工作面迎头布置3个钻孔，对此区域瓦斯进行抽放，前方81m（取最短钻孔计算）。预抽钻孔终间距按4m进行设计；钻孔的孔径为75mm，共设计钻孔11个。（2）钻孔工程量及验收要求①本煤层预抽钻孔总工程量：共11个钻孔，共940m钻尺。②钻孔由管理人员订孔，钻工采取放线法施工；单孔施工结束后由管理人员进行验收钻孔，确保钻孔的真实性；单孔施工结束后，及时上竣工图，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，专门编制了钻孔施工措施。⑤钻孔的倾角不得误差1°，方位角不得误差2°。（3）钻孔施工地点：掘前本煤层预抽钻孔施工地点为12605回风巷迎头。（4）钻孔施工时间为：抽放钻孔于2015年7月28日早班开始施工，于2015年8月2日中班竣工。钻孔采用ZYD-620型液压钻机施工，钻孔直径75mm；施钻过程中无喷孔、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0.08%。根据竣工资料分析：12605回风巷掘进前对区域条带预抽钻孔全部顺层施工，钻孔的终孔间距在3.0m～4m之间，都在抽放设计的抽放半径范围内，钻孔终孔孔径为75mm，竣工钻孔11个，竣工总钻尺940m，钻孔控制范围内无空白带，详见附图：12605回风巷顺层预抽煤巷条带瓦斯钻孔竣工图。四、瓦斯抽采达标评判程序抽采瓦斯矿井应当对瓦斯抽采的基础条件和抽采效果进行评判。在基础条件满足瓦斯先抽后采要求的基础上，再对抽采效果是否达标进行评判。瓦斯抽采达标评判程序瓦斯抽采基础条件合格抽采效果合格判定抽采达标五、预抽煤层瓦斯效果评判：预抽煤层瓦斯效果评判包括以下四个步骤（一）抽采钻孔有效控制范围界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，界定方法如下：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。按照上述原则，根据竣工资料，预抽效果有效控制范围为，钻孔终孔间距设计为均为4m，本次钻孔实际终孔间距为3.0m～4.0m，钻孔的深度达到设计的要求。通过竣工图分析该掘进工作面终孔间距基本相同，钻孔终孔间距在矿井抽放设计允许的范围内，预抽效果有效控制范围为296m～377m段，长度取正前方最短钻孔深度为81m，倾向宽度为23.4m。为此钻孔控制的有效范围符合《防治煤与瓦斯突出规定》的要求。（二）抽采钻孔布孔均匀程度评价施工开孔位置均匀，符合设计要求，消除了抽采盲区。详见抽采钻孔参数表和钻孔竣工图。（三）抽采瓦斯效果评判指标测定1、评价单元划分（1）钻孔终孔间距设计为均为4m,本次钻孔实际终孔间距为3.0m～4.0m，钻孔的深度达到设计的要求。通过竣工图分析该工作面终孔间距基本相同，钻孔终孔间距在矿井抽放设计允许的范围内。（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，预抽时间差异系数计算过程见表6-3-1。（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。表6-3-1预抽时间差异系数计算表项目预抽钻孔接抽时间抽放结束时间最长抽放时间（天）最短抽放时间（天）时间差异系数（%）12605回风巷2015.7.282015.8.1660经计算得知：评价单元的预抽时间差异系数0%。该掘进工作面的本煤层预抽钻孔的终孔间距基本相同，预抽时间差异系数小于30%，无地质构造。为此将12605回风巷296m～377m段划分为一个地质单元进行评价。2、瓦斯抽采率计算（1）抽采后残余瓦斯含量计算G=Q抽÷Q总×100%=9358.81÷15904×100%=58.8%Q总—区域内瓦斯量m3Q抽—所抽出瓦斯含量m3（瓦斯日报表统计数）12605回风巷本次预抽瓦斯抽放总量为9358.81m³，瓦斯抽放量见附表。3、抽采后煤的残余瓦斯压力煤的残余相对瓦斯压力由瓦斯残余含量按下公式反算：=0.04MPa式中：WCY─残余瓦斯含量，m3/t；─吸附常数；─煤层残余相对瓦斯压力，MPa；─标准大气压力，0.101325MPa；─煤的灰分，%；─煤的水分，%；─煤的孔隙率，m3/m3；─煤的容重(假密度)，t/m3。根据地质勘探报告得出，M26号煤层中水份（Mad）2.64%，灰份（Aad）17.89%，挥发份（Vdaf）8.98%。A值为35.82cm3/g，B值为1.202MPa-1。孔隙率为6.49%，煤的视密度为1.55t/m3。4、煤层可解吸瓦斯量抽采后可解吸瓦斯含量按公式计算：Wj=WCY-WCC式中：Wj—煤的可解吸瓦斯量t/m3；WCY—抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量t/m3；WCC—煤在标准大气压下的残存瓦斯含量，按公式计算。WCC=式中：π—煤的孔隙率m3/m3γ—煤的容重t/m3WCC=2.88m3/t经过计算：残余可解吸瓦斯含量为2.88m3/t，低于8m3/t以下，对该掘进工作面的残余瓦斯含量进行现场实测。5、预抽后实测残余瓦斯含量区域效果检验采取直接测定残余瓦斯含量的方法进行，具体做法如下：瓦斯含量测定方法采用直接测定方法，依据的现行标准为《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（GB/T23296-2009）（以下简称《测定方法》）。依据《测定方法》，则采用取钻粉的方式采取煤样，采用常压自然解吸法进行含量测定。煤层瓦斯含量可由下式进行计算：式中：X——瓦斯含量，cm3/g；X1——损失瓦斯量，cm3/g；X2——粉碎前瓦斯解吸量，cm3/g；X3——粉碎后瓦斯解吸量，cm3/g；Xb——不可解吸瓦斯量，cm3/g；Xb采用下式进行计算：a——瓦斯吸附常数，cm3/g；b——瓦斯吸附常数，MPa-1；Ad——煤样灰分，%；Mad——煤的水分，%；——煤的孔隙率，cm3/cm3；——煤的容重，cm3/g。测定结果：通过现场打孔取样，采用CGC型煤层防突瓦斯含量测定装置测定的瓦斯含量见表6-3-3。表6-3-3瓦斯含量测定结果统计表孔号常压可解吸瓦斯含量（m3/t）常压不可解吸瓦斯含量（m3/t）瓦斯含量总计（m3/t）损失瓦斯含量粉碎前自然解吸瓦斯量粉碎后自然解吸瓦斯量小计检11.15610.79860.91382.86850.11652.9850检21.17220.75580.87882.80680.15742.9642检31.11770.73980.84592.70340.21512.9185以上实测孔在打钻过程中未出喷孔、顶钻、夹钻等异常现象。本次效检结果符合达标要求。（四）抽采效果达标评判1、钻孔有效控制范围满足《防治煤与瓦斯突出规定》的要求；布孔均匀程度满足煤矿瓦斯抽采达标暂行规定第二十四条的要求。2、评价范围内所有测点测定的残余瓦斯含量都小于8m3/t.且在施工测定钻孔时没有喷孔、顶钻或其他动力现象。3、根据12605回风巷绕道掘进的回风流中的瓦斯浓度0.06%至0.10%，平均浓度0.08%，风量300m3/min，风速为0.88m/s，风排瓦斯量0.28m3/min，符合规定要求。（五）抽采达标评判结论综上所述：矿井建立了满足瓦斯治理需要的抽采系统，抽放方法、工艺可行，12605回风巷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，12605回风巷的瓦斯抽采率、工作面风速、回风流瓦斯浓度无法确定；12605回风巷经进行瓦斯抽采后，实测煤的最大残余瓦斯含量2.9850m3/t、煤的最大可解吸瓦