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1、合同编号 WSHT2017051 报告编号 WSBG2017043 贵州XX能源集团有限公司大方县XXX镇XX煤矿“一面一策”XXXX、XXXX工作面瓦斯治理方案技 术 报 告中煤科工集团重庆研究院有限公司二一七年三月贵州XX能源集团有限公司大方县XXX镇XX煤矿“一面一策”XXXX、XXXX工作面瓦斯治理方案技 术 报 告报告编制人:项目负责人:突出预测所:瓦斯分院:中煤科工集团重庆研究院有限公司二一七年三月目 录1 前 言- 1 -1.1 合同内容- 2 -1.2 编制依据和参考资料- 2 -1.3 技术方案- 3 -2 矿井基本概况- 5 -2.1 交通位置- 5 -2.2 地形地貌-
2、5 -2.3 煤层及煤质- 6 -2.4 地质构造- 7 -2.5 开拓开采- 7 -2.6 通风、瓦斯- 8 -2.7 其他- 11 -3 XXXX、XXXX工作面概况- 12 -3.1 工作面概况- 12 -3.2 工作面煤层赋存及构造情况- 12 -3.3 已掘段瓦斯治理情况- 12 -3.4 已掘段瓦斯涌出情况- 13 -3.5 XXXX、XXXX工作面突出危险性情况- 13 -4 XXXX、XXXX工作面区域瓦斯含量测定- 17 -4.1 技术方案- 17 -4.2 煤层瓦斯含量测定- 17 -4.3 瓦斯含量测定方法及结果评价- 21 -5 XXXX、XXXX工作面瓦斯涌出量预测-
3、 23 -5.1 掘进工作面瓦斯涌出量预测- 23 -5.2 回采工作面瓦斯涌出量预测- 25 -6 XXXX、XXXX工作面瓦斯抽采必要性评价及要求- 28 -6.1 关于矿井必须进行瓦斯抽采相关规定- 28 -6.2 煤巷掘进工作面风排瓦斯能力的要求- 28 -6.3 XXXX、XXXX工作面瓦斯抽采必要性评价- 29 -6.4 XXXX、XXXX工作面瓦斯抽采必要性评价结论及要求- 31 -7 XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯治理方案- 33 -7.1 煤巷掘进工作面通风- 33 -7.2 工作面回采期间风量计算- 36 -7.3 采掘工作面防突技术方案- 37 -8 结论及要求- 46
4、 -8.1 结 论- 46 -8.2 要 求- 46 -附件- 49 -1 前 言贵州XX能源集团有限公司大方县XXX镇XX煤矿(以下简称“XX煤矿”)为生产矿井,位于贵州百里杜鹃管理区XXX镇内,行政区划隶属黄泥塘管辖,其地理坐标为:东经10545411054731、北纬270828271003。根据贵州省国土资源厅2015年2月颁发的XX煤矿采矿许可证(副本)(证号C5200002009091120046239),XX煤矿矿区面积2.89km2,许可开采深度+1700+1300m,设计生产能力15万t/a,服务年限为15.08a。XX煤矿井田范围内含煤地层为上二叠统龙潭组(P3l),含可采
5、煤层3层,自上而下编号分别为M8、M9及M11煤层。根据煤炭科学研究总院重庆研究院(现中煤科工集团重庆研究院有限公司,以下简称“重庆煤科院”)2009年11月提交的大方县XX煤矿M8煤层突出参数测定及突出危险性评价,其结论为:XX煤矿M8煤层在井田范围东翼+1490m标高以上评价为无突出危险性。根据贵州省矿山安全科学研究院2016年8月提交的贵州XX能源集团有限公司XX煤矿一采区M8煤层区域保护效果论证报告,其论证结论为:M8煤层开采后对M9煤层具有较好的保护作用,其保护范围内的M9煤层已消除突出危险。根据重庆煤科院2017年3月提交的贵州XX能源集团有限公司XX煤矿XXXX工作面未受保护区域
6、M9煤层突出危险性评价技术报告,其评价结论为:XXXX工作面未受保护区域M9煤层不具有煤与瓦斯突出危险性,评价范围拐点坐标如表1-1所示。表1-1 XXXX工作面未受保护区域M9煤层评价范围拐点坐标表(西安80坐标系)工作面名称拐点编号XYXXXX工作面未受保护区域M9煤层A3004555.035576736.8B3004522.935576722.9C3004547.435576600.0D3005007.235576919.7E3004989.835576944.7为认真贯彻落实省安全监管局、贵州煤矿安监局、省能源局关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的意见(黔安监煤矿201612号)的有关
7、规定,全面落实“安全第一、预防为主,综合治理”方针,坚持科学发展、安全发展理念,应用先进适宜的灾害防治技术,落实切实可行的瓦斯治理措施,做到瓦斯治理“一矿一策,一面一策”,实现“安全、科学、精准、经济、高效”防治煤与瓦斯突出,保障煤矿安全高效生产,XX煤矿于2017年3月委托重庆煤科院对XX煤矿XXXX、XXXX工作面开展瓦斯治理方案编制工作,并签订了相关技术咨询合同(委托书见附件)。根据合同要求和XX煤矿开拓部署实际情况,重庆煤科院技术人员与XX煤矿相关管理人员共同研究并制定了XX煤矿“一面一策”XXXX、XXXX工作面瓦斯治理编制实施方案(以下简称实施方案)。根据实施方案要求及XX煤矿井巷
8、开拓情况,本次针对XX煤矿瓦斯治理方案编制工作于2017年3月份开始。通过XX煤矿和重庆煤科院相关工作人员的共同努力、密切协作,本次XX煤矿XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量现场测试工作在井下共布置了6个瓦斯含量测点(共12个瓦斯含量测定钻孔),直接测定XX煤矿XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量。根据对M9煤层实测瓦斯含量结果及XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯涌出预测结果,完成了XX煤矿“一面一策”XXXX、XXXX工作面瓦斯治理方案编制工作。1.1 合同内容(1)收集XX煤矿M9煤层采掘期间实测的瓦斯参数及其他生产资料;(2)在XX煤矿XXXX、XXXX工作面范围内布置至
9、少6个测点,每个测点布置2个测试钻孔测定M9煤层瓦斯含量;(3)依据实测M9煤层瓦斯参数,对XXXX、XXXX采掘工作面进行瓦斯涌出量预测;(4)依据XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯涌出量预测结果,结合矿井瓦斯赋存实际,对XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯抽采必要性进行评价;(5)根据XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯抽采必要性进行评价结论,编制XX煤矿XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯治理方案。1.2 编制依据和参考资料(1)煤矿安全规程(2016),国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局;(2)煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法(安监总煤装2011162号),国家发展和改革委员会、国家安全生产监督管
10、理总局、国家能源局、国家煤矿安全监察局;(3)防治煤与瓦斯突出规定(2009),国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局;(4)矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006),国家安全生产监督管理总局;(5)煤矿瓦斯抽采达标暂行规定(2011),国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局;(6)煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1206-2006),国家安全生产监督管理总局,2006。(7)煤层瓦斯含量井下直接测定方法(GB/T 23250-2009),中华人民共和国国家质量监督检验检疫总局、中国国家标准化管理委员会;(8)关于加强煤矿建设项目瓦斯突出防治工作的意见(黔安监管办字2007345
11、号),贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局;(9)省安全监管局、贵州煤矿安监局、省能源局关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的意见(黔安监煤矿在201612号),贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省能源局,2016年11月;(10)XX煤矿采矿许可证(副本),贵州省国土资源厅,2012年2月;(11)大方县XXX镇XX煤矿开采方案设计(变更),贵州大学勘察设计研究院,2010年1月;(12)大方县XXX镇XX煤矿开采方案设计(变更)安全专篇,贵州大学勘察设计研究院,2010年5月;(13)XX煤矿采掘工程平图(1:2000),XX煤矿,2017年3月;(
12、14)XX煤矿井上下对照图(1:5000),XX煤矿,2017年3月;(15)毕节市工业和能源委员会文件(毕市工能通20154号)毕节市工业和能源委员会关于下发2014年高突矿井数据测定报告评审意见的通知,2015年;(16)贵州XX能源集团有限公司XX煤矿一采区M8煤层区域保护效果论证报告,贵州省矿山安全科学研究院,2016年8月;(17)贵州XX能源集团有限公司XX煤矿XXXX工作面未受保护区域M9煤层突出危险性评价技术报告,重庆煤科院,2017年3月;(18)XX煤矿通风瓦斯日报表、瓦斯监测监控日报表、测风记录等其他资料。1.3 技术方案(1)收集XX煤矿生产期间M9煤层瓦斯参数及采掘工
13、作面通风及瓦斯涌出资料及突出危险性鉴定资料。(2)结合XX煤矿开拓部署情况,现场测定XXXX、XXXX工作面区域M9煤层的原始瓦斯含量。(3)根据现场实测XXXX、XXXX工作面区域M9煤层的原始瓦斯含量,对XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯涌出量进行预测。(4)根据现行国家规范、行业标准对XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯抽采必要性进行评价,并确定XXXX、XXXX采掘工作面进行瓦斯抽采的必要条件。(5)依据XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯抽采必要性评价结论,制定XXXX、XXXX采掘工作面瓦斯治理方案。2 矿井基本概况根据贵州省国土资源厅2014年2月颁发的XX煤矿采矿许可证(副本)(证号:C
14、5200002009091120046239),XX煤矿矿区面积2.89km2,矿区范围由6个拐点圈定,许可开采标+1700+1300m,其矿区范围拐点坐标如表2-1所示。表2-1 井田拐点坐标表(西安80坐标系)拐点编号XY拐点编号XY13003742.00735575921.3543005542.01335577621.3723004342.01135575921.3553004942.00935577921.3733005942.01735577021.3663003742.00335577421.36矿区面积:2.89km2;开采深度:+1700+1300m标高根据贵州大学勘察设计研究
15、院于2010年1月提交的大方县XXX镇XX煤矿开采方案设计(变更)(以下开采设计),截至2007年1月底,XX煤矿井田范围内M8、M9及M11煤层资源/储量875万t(含采空区9万t),其中探明的内蕴经济资源量(331)47万t,控制的内蕴经济资源量(332)111万t,推断的内蕴经济资源量(333)400万t ,预测的资源量(334)308万t,矿井工业资源/储量438万t。2.1 交通位置XX煤矿位于贵州省大方县县城东,直线距离约14km,行政区划属大方县黄泥塘乡管辖,矿区范围内有乡村公路与321 国道(贵毕公路)相通;方沙公路从矿区南部通过,交通较为方便。XX煤矿交通位置见图2-1。2.
16、2 地形地貌XX煤矿位于启化田坝背斜中段南东翼,背斜轴呈北东南西向展布。矿区地层受区域性在拱断层的影响,局部产生层间柔皱现象,总体为较陡倾斜的单斜岩层,总体倾向南东,倾角1538,平均倾角28。矿区属中高山,区内最高点高程为矿区中部的山峰,标高为+1780.5m,最低点为矿区西北部的凹地,标高为+1530m,相对高差250.5m。龙潭组分布地段多形成山峰及陡坡、缓坡地形、陡坡侵蚀河谷地,矿区内沟谷发育,有煤层露头出露地表。煤层浅部小窑较多,M8、M11煤层均有不同程度的破坏。XX煤矿图2-1 XX煤矿交通位置图2.3 煤层及煤质矿区内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
17、潭组(P3l)、长兴组+大隆组(P3c+d)、三叠系下统夜郞组(T1y)及第四系(Q)。矿井含煤地层为二叠系上统龙潭组(P3l),含可采煤层3层,自上而下分别编号为M8、M9及M11煤层,其可采煤层特征见表2-2。表2-2 XX煤矿主要可采煤层特征表煤层编号最小最大平均(m)平均层间距(m)煤层倾角()稳定性顶底板岩性顶板底板M81.802.202.00152025较稳定粉砂岩粘土岩M90.601.101.00较稳定粉砂岩粘土岩3050M111.502.101.80较稳定粉砂岩粘土岩根据贵州大学勘察设计研究院2010年5月提交的大方县XXX镇XX煤矿开采方案设计(变更)安全专篇(以下简称安全专
18、篇),XX煤矿井田范围内M8煤层属低灰、特低硫、特高热量无烟煤,其余M9及M11煤层未进行相关煤质分析工作。2.4 地质构造XX煤矿位于启化田坝背斜中段南东翼,背斜轴呈北东南西向展布。矿区地层受区域性在拱断层的影响,局部产生层间柔皱现象,总体为较陡倾斜的单斜岩层。总体倾向南东,倾角1538,平均倾角28。区内东部外围发育一条走向近南北向,倾向东,倾角54的断层,断层延伸长度大于5公里,为一正断层,断距大于100m,对矿区内可采煤层开采无影响。总体来说,矿区内地质构造复杂程度属简单类型。2.5 开拓开采XX煤矿采用斜井开拓方式,设主斜井、副斜井和回风斜井3个井筒,其井筒特征如表2-3所示。表2-
19、3 XX煤矿井筒特征表(西安80坐标系)井筒名称井口坐标方位角()倾角()XYZ主斜井3004699.78835576394.024+1598.93911916副斜井3004663.65035576382.360+1598.43011920回风斜井3004631.17535576388.488+1607.44211922XX煤矿主斜井开口标高为+1598.939m,以119方位角及16的坡度沿M9煤层底板延伸至+1484m标高处;副斜井开口标高为+1598.430m,以119方位角及20的坡度沿M9煤层底板延伸至+1484m标高处;回风斜开口标高为+1607.442m,以119方位角及22的坡
20、度沿M9煤层底板延伸至+1484m标高处;三条井筒在+1484m标高处通过联络巷相连接,且在次标高处布置水泵房、管子道等,形成矿上的开拓系统。根据贵州大学勘察设计研究院于2010年1月提交的开采设计,XX煤矿井田范围共划分一个水平两个采区进行开采。其中,水平标高为+1484m;+1484m水平标高以上井田范围划分为一采区,+1484m标高以下至矿井最低准采标高(+1300m)范围划分为二采区,XX煤矿井田范围及采区划分见图2-2。图2-2 XX煤矿矿区范围及采区划分示意图矿井采区间开采顺序为一采区二采区;煤层间开采顺序为,先采M8煤层,然后依次开采下部的M9及M11煤层。目前XX煤矿正在开采M
21、8煤层,采煤工作面采用走向长壁采煤法,炮采落煤工艺,全部垮落法管理顶板。矿井采掘工程平面图见图2-3所示。2.6 通风、瓦斯2.6.1 矿井通风XX煤矿采用中央并列式通风,通风方法为机械抽出式,由主斜井、副斜井进风,回风斜井回风。矿井主扇型号为FBCDZ-6-15(B)型防爆轴流式通风机两台,其中一台使用,一台备用,配套电机功率为255Kw。矿井回采工作面采用全负压U型通风方式,掘进工作面采用FBD5.6/22型防爆对旋式局部通风机压入式通风,每个掘进工作面配备两台,一台工作,一台备用。2.6.2 矿井瓦斯赋存及瓦斯治理情况(1)煤层突出危险性情况根据重庆煤科院2009年11月提交的大方县XX
22、煤矿M8煤层突出参数测定及突出危险性评价,其结论为:XX煤矿M8煤层在井田范围东翼+1490m标高以上评价为无突出危险性;其余可采煤层未开展过煤与瓦斯突出危险性鉴定工作。图2-3 XX煤矿采掘工程平面图XX煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性参数测定情况见表2-4。表2-4 XX煤矿M8煤层突出危险性参数测定情况煤层瓦斯突出参数评价单位评价时间评价结论M8煤的破坏类型:类;煤的坚固性系数f值:0.19;瓦斯放散初速度P:53mmHg;瓦斯压力P:0.52MPa(埋深191m)。重庆煤科院2009.11M8煤层在井田范围东翼+1490m标高以上评价为无突出危险。(2)矿井瓦斯等级鉴定情况根据毕节市工业
23、和能源委员会文件(毕市工能通20154号)毕节市工业和能源委员会关于下发2014年高突矿井数据测定报告评审意见的通知,XX煤矿2014年度矿井瓦斯等级批复结果为瓦斯矿井,矿井2013年未开展瓦斯等级鉴定,2016年矿井瓦斯等级鉴定工作正在进行中。XX煤矿2012、2014年度瓦斯等级鉴定情况见表2-5所示。表2-5 XX煤矿2012、2014年度瓦斯等级鉴定结果矿井名称年度气体绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t)鉴定结果XX煤矿2012CH40.86/高瓦斯矿井CO20.64/2014CH412.2536.74高瓦斯矿井CO20.611.84(3)矿井瓦斯涌出情况本项目实施期间,对
24、XX煤矿测风记录及瓦斯监控日报表进行了收集,以2017年2月中旬为例,矿井各采掘工作面瓦斯涌出情况如表2-6所示。表2-6 矿井采掘工作面瓦斯涌出情况表巷道名称配风量(m3/min)回风瓦斯浓度()绝对瓦斯涌出量(m3/min)回风斜井28020.195.321083工作面6090.120.73XXXX备采工作面2150.160.34二采区回风下山3110.020.06二采区运输下山2990.020.06XXXX备采工作面掘进期间瓦斯涌出情况XXXX运输巷2600.050.13XXXX回风巷2300.040.09(4)矿井瓦斯治理情况按照贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤
25、炭管理局文件(黔安监管办字2007345号)关于加强煤矿建设项目瓦斯突出防治工作的意见中关于贵州省煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的划定情况,XX煤矿位于大方县,属于黔西北矿区,为国家划定的突出危险区。目前XX煤矿正在回采M8煤层,同时在M9煤层布置接续工作面。M9煤层区域防突措施为保护层开采+预抽煤层瓦斯,即优先将上覆的M8煤层作为保护层进行开采,同时在M9煤层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;掘进工作面采用顺层钻孔预抽煤巷条带区域煤层瓦斯的区域防突措施。工作面预测和工作面措施效果检验采用钻屑指标法(K1,S),其临界值采用防治煤与瓦斯突出规定(以下简称防突规定)推荐临
26、界值:K1=0.5ml/g.min1/2、S=6.0kg/m。根据对XX煤矿相关防突资料的查阅,矿井在M9煤层煤巷掘进过程中未发生过任何瓦斯动力现象,施工探钻孔过程中也没有发生喷孔、顶钻及卡钻等突出预兆。M9煤层巷道XXXX运输巷及XXXX回风巷在掘进过程中实测工作面预测指标K1值为0.020.11ml/gmin1/2,钻屑量S为1.42.6kg/m,均未超过防突规定推荐临界值,同时也未发生过瓦斯涌出异常及超限现象。矿井建有高、低负压抽采系统各一套,高负压抽放泵型号为2BEA-420型水环式真空泵,电机功率132Kw,一台工作,一台备用;低负压抽放泵型号为2BEAC-3030型水环式真空泵,电
27、机功率75Kw,一台工作,一台备用。2.7 其他根据贵州省煤田地质局实验出具的检测报告,矿井M8、M9、M11煤层经鉴定无煤尘爆炸性,煤层自燃倾向性等级均为类不易自燃。XX煤矿范围属地温正常区,属正常地温矿井,无热害影响。3 XXXX、XXXX工作面概况3.1 工作面概况XXXX工作面位于矿井北部井筒西南翼煤层露头线附近,XXXX回风巷长约200m,XXXX运输巷长约220m,工作面长度约65m;工作面对应地面标高为+1658+1717m;工作面底板标高为+1551+1585m,埋藏深度为73164m。XXXX工作面位于矿井北部井筒东北翼,XXXX回风巷长约560m,XXXX运输巷长约520m
28、,工作面长度约110m;工作面对应地面标高为+1615+1765m;工作面底板标高为+1505+1543m,埋藏深度为72260m。XXXX运输巷于11运输石门M9煤层揭煤点处开口,以215的方位角沿M9煤层掘进;XXXX回风巷于11回风石门M9煤层揭煤点处开口,以215的方位角沿M9煤层掘进;XXXX运输巷设计于12运输石门M9煤层揭煤点处开口,以35的方位角沿M9煤层掘进;XXXX回风巷设计于12回风石门M9煤层揭煤点处开口,以35的方位角沿M9煤层掘进。3.2 工作面煤层赋存及构造情况根据对XXXX工作面掘进期间及XXXX工作面实际揭露M9煤层区域煤层赋存情况的分析,XXXX、XXXX工
29、作面区域M9煤层平均倾角25,煤层平均厚约0.8m,不含夹矸,无明显软分层赋存。通过对XXXX、XXXX工作面区域井下实际勘查及相关地质资料的查阅,XXXX、XXXX工作面区域内无断层发育,地质构造简单,煤层倾角、走向、煤厚等无明显变化,赋存较为稳定;顶板均为粉砂岩,底板均为粘土岩。3.3 已掘段瓦斯治理情况XXXX工作面运输巷及回风巷在掘进过程中,于迎头每个循环施工顺层钻孔预抽煤巷条带区域煤层瓦斯,抽采达标后方可进行掘进作业。XXXX工作面运输巷及回风巷煤巷掘进期间采用钻屑瓦斯解吸指标进行工作面验证,其测定的K1值为0.020.11ml/gmin1/2,钻屑量S为1.42.6kg/m,在XX
30、XX工作面运输巷及回风巷煤巷掘进过程中未发生过任何瓦斯动力现象,钻孔施工时也未出现过喷孔、卡钻等突出预兆。3.4 已掘段瓦斯涌出情况通过对矿井测风旬记录及瓦斯监控报表的查阅,XXXX运输巷掘进期间平均回风瓦斯浓度约为0.05%,配风量约为260m3/min,其XXXX工作面运输巷回风瓦斯涌出量为0.13m3/min;XXXX回风巷掘进期间平均回风瓦斯浓度约为0.04%,配风量约为230m3/min,其XXXX工作面回风巷回风瓦斯涌出量为0.09m3/min。XXXX工作面贯通形成全负压通风后,正常回风瓦斯浓度约为0.16%,配风量约为215m3/min,正常回风瓦斯涌出量为0.34m3/min
31、。3.5 XXXX、XXXX工作面邻近层开采情况通过对矿井提供的相关图纸的查阅及井下现场勘查,XXXX、XXXX工作面上覆的M8煤层1081、1082工作面已回采完毕,1081工作面正在回采,截至2017年3月,该工作面已回采约100m;其中,1081、1083工作面之间留设有1937m宽度不等的煤柱;下覆的M11煤层尚未进行开拓。根据重庆煤科院2017年3月提交的贵州XX能源集团有限公司XX煤矿XXXX工作面未受保护区域M9煤层突出危险性评价技术报告(以下简称评价报告),其评价结论为:XXXX工作面未受保护区域M9煤层不具有煤与瓦斯突出危险性;根据贵州省矿山安全科学研究院2016年8月提交的
32、贵州XX能源集团有限公司XX煤矿一采区M8煤层区域保护效果论证报告(以下简称论证报告),其论证结论为:M8煤层开采后对M9煤层具有较好的保护作用,其保护范围内的M9煤层已消除突出危险。因此,XXXX、XXXX工作面范围内M9煤层不具有煤与瓦斯突出危险性。现就XXXX工作面及XXXX工作面受保护区域M9煤层瓦斯赋存是否受到上保护层M8煤层采空区卸压影响进行分析。根据防突规定中附录D:保护层保护范围的确定中D.3最大保护垂距的相关规定:保护层与被保护层之间的最大保护垂距可参照表3-1。表3-1 保护层与被保护层之间的最大保护垂距煤层类别最大保护垂距(m)上保护层下保护层急倾斜煤层6080缓倾斜和倾
33、斜煤层50100根据对矿井相关地质资料的查阅及井下实际勘查,M8煤层与M9煤层层间距仅为1520m,低于上保护层的最大保护垂距50m,因此,XXXX工作面及XXXX工作面部分区域处于上保护层M8煤层保护范围之内。现对上保护层M8煤层保护范围进行分析:(1)沿倾斜方向的保护范围分析根据防突规定中附录D:保护层保护范围的确定中D.1沿倾斜方向的保护范围:保护层工作面沿倾斜方向的保护范围应根据卸压角划定,如图3-1所示。在没有实测本矿井卸压角时,可参考表3-2中相关数据。根据XX煤矿可采煤层特征,煤层平均倾角为25,M8煤层卸压角、均取75。A保护层;B被保护层;C保护范围边界线图3-1 保护层工作
34、面沿倾斜方向的保护范围表3-2 保护层沿倾斜方向的卸压角煤层倾角/()卸压角/()080807575107783757520738775753069907770406590807050709080706072908070707290807280739078759075807580(2)沿走向方向的保护范围若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分,则该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角划定,如图3-2所示。A保护层;B被保护层;C煤柱;D采空区;E保护范围;F始采线、采止线图3-2 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响
35、范围由于XX煤矿M8煤层开采时间在2015年之前,停采时间已超过1年,且卸压比较充分,因此选择卸压角。根据防突规定附录D.1和D.2中关于卸压角的相关规定:沿倾斜方向的卸压角取75,沿走向方向的卸压角取60,根据计算结果,XXXX工作面区域上保护层M8煤层对M9煤层保护范围为:走向保护范围长约277m,倾斜方向保护范围长约105m。由于XXXX工作面区域上保护层M8煤层横跨1081、1083工作面两个区域,XXXX工作面部分区域处于1081工作面保护范围之内,其余部分区域则处于上覆M8煤层保护范围之外。但根据重庆煤科院2017年3月提交的评价报告及贵州省矿山安全科学研究院2016年8月提交的论
36、证报告,XXXX工作面区域M9煤层不具有突出危险性。综上,本次XXXX、XXXX工作面区域M9煤层不具有突出危险性,其工作面范围如图3-3所示(F-G-H-I-F、B-C-D-J-B连线圈定范围),其圈定范围拐点坐标如表3-3所示。表3-3 XX煤矿XXXX、XXXX工作面圈定范围拐点坐标表(西安80坐标系)工作面名称拐点编号XY工作面名称拐点编号XYXXXX工作面F3004412.435576514.9XXXX工作面B3004522.935576722.9G3004519.035576487.7C3004547.435576600.0H3004487.435576545.7D3005007.
37、235576919.7I3004376.735576468.5J3004948.135577010.1图3-3 XX煤矿XXXX、XXXX工作面区域M9煤层圈定范围图4 XXXX、XXXX工作面区域瓦斯含量测定4.1 技术方案结合XX煤矿现有开拓及准备巷道条件及XXXX、XXXX工作面区域工作面巷道布置情况及相关标准规定,经与矿方相关技术管理人员研究决定在XXXX运输巷、XXXX回风巷、1083回风巷、1083运输巷及12运输石门等处布置钻孔直接测定M9煤层瓦斯含量。4.2 煤层瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是指单位质量或体积的煤中所含有的瓦斯量,以m3/t表示。它是矿井瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出
38、预测的重要依据参数之一,煤层瓦斯含量的测定方法可分为直接方法和间接方法。直接法就是直接从采集的煤样中解吸瓦斯,确定瓦斯成分和瓦斯含量。该方法的优点是瓦斯量系直接测定的,避免了间接法测定许多参数时的测定误差;缺点是在试样采集过程中难免有部分瓦斯逸散,需建立损失瓦斯量补偿方法。间接法是在井下实测煤层瓦斯压力的基础上,取煤样在实验室测定煤的孔隙率、吸附等温线等并进行煤的工业分析,然后应用朗格缪尔计算公式算出煤层瓦斯含量。该方法的优点是煤样不需解吸、采样方法简单,且如果已知煤层各个不同区域的瓦斯压力,则可根据吸附等温线推算各个不同区域的煤层瓦斯含量;缺点是需要在井下实测煤层瓦斯压力。本次XX煤矿XXX
39、X、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量采用直接法进行测定,即利用重庆煤科院研制的DGC瓦斯含量直接测定装置进行瓦斯含量测定。4.2.1 测点布置根据XX煤矿现有的巷道布置实际情况,结合XXXX、XXXX工作面巷道布置情况,经与矿方相关技术管理人员研究决定在XXXX运输巷、XXXX回风巷、1083回风巷、1083运输巷及12运输石门等处布置6个瓦斯含量测点直接测定M9煤层瓦斯含量。M9煤层瓦斯含量测点具体布置如下:(1)在1083回风巷130m处布置2个下向穿层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,钻孔编号为9-1、9-2;(2)在1083运输巷65m处布置2个下向穿层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,
40、钻孔编号为9-3、9-4;(3)在1083运输巷135m处布置2个下向穿层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,钻孔编号为9-5、9-6;(4)在12运输石门85m处布置2个上向穿层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,钻孔编号为9-7、9-8。(5)在XXXX回风巷40m处布置2个下向顺层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,钻孔编号为9-9、9-10;(6)在XXXX运输巷130m处布置2个上向顺层钻孔,直接测定M9煤层瓦斯含量,钻孔编号为9-11、9-12;XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量测定钻孔布置平面图如图4-1所示。4.2.2 钻孔施工本次XX煤矿M9煤层瓦斯含量现场测定钻孔采用直径75
41、mm的钻杆施工直至终孔,各钻孔在施工过程中均未发生喷孔、顶钻及卡钻等突出预兆。XX煤矿M9煤层瓦斯含量测定钻孔竣工参数见表4-1。表4-1 XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量测定钻孔竣工参数表煤层瓦斯含量测定地点钻孔编号钻孔参数钻进情况备注方位()倾角()岩孔长(m)煤孔长(m)孔深(m)M91083回风巷130m处9-10-2024.21.125.8正常下向穿层孔9-2130-4034.31.636.0正常下向穿层孔1083运输巷65m处9-3330-2028.01.429.8正常下向穿层孔9-40-2023.41.225.0正常下向穿层孔1083运输巷135m处9-50-2024
42、.51.526.5正常下向穿层孔9-6110-4027.91.329.5正常下向穿层孔12运输石门85m处9-7323022.11.824.5正常上向穿层孔9-83403524.42.327.5正常上向穿层孔XXXX回风巷40m处9-993-23/35.035.0正常下向顺层孔9-10136-25/35.035.0正常下向顺层孔XXXX运输巷130m处9-1134024/40.040.0正常上向顺层孔9-1228024/38.938.9正常上向顺层孔图4-1 XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量测定钻孔布置平面图4.2.3 瓦斯含量测定依据煤层瓦斯含量井下直接测定方法(以下简称含量测定
43、方法),首先向煤层施工取样钻孔,用取芯钻及时采取预定深度处新鲜煤样,然后装入煤样罐进行密封,在井下进行常压自然解吸,并计量瓦斯解吸速度,将解吸后的煤样罐送入地面实验室,进行粉碎前常压瓦斯解吸,之后进行粉碎常压瓦斯解吸,记录地面瓦斯解吸量;根据井下瓦斯解吸速度计算取样过程中的瓦斯损失量;根据实验室工业分析、孔隙率等参数,计算常压不可解吸瓦斯含量;将常压解吸的瓦斯量校正后,与常压不可解吸瓦斯含量相加即为煤层瓦斯含量。煤层瓦斯含量可由下式进行计算:X=Xk+XbXk=X1+X2+X3+X4式中:Xk可解吸瓦斯量,cm3/g;X1井下解吸瓦斯量,cm3/g; X2损失瓦斯量,cm3/g;X2采用幂函数
44、法进行计算:X3粉碎前瓦斯解吸量,cm3/g;X4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:式中:不可解吸瓦斯量,cm3/g;吸附常数;煤的灰分,%;煤的水分,%;F煤的孔隙率,m3/m3;煤的容重(视密度),t/m3。由于XX煤矿M9煤层尚未测定工业分析、瓦斯吸附常数等参数,借助于XX煤矿邻近矿井同一煤层的工业分析、瓦斯吸附常数等参数,测算得出本次XX煤矿XXXX工作面未受保护区域M9煤层瓦斯含量,其测算结果如表4-3所示。表4-2 M9煤层工业分析及瓦斯吸附常数等参数一览表煤层工业分析(%)视密度ARD孔隙率F瓦斯吸附常数MadAdVdafabM91.4512.945.741.454.6136.8531.174表4-3 XXXX、XXXX工作面区域M9煤层瓦斯含量测定结果煤层瓦斯含量测定地点钻孔编号