盘县松河乡三鑫煤矿 工作面消突评价报告
盘县
松河乡三鑫二〇一一年五月煤矿
盘县松河乡三鑫煤矿
工作面消突评价报告
矿 长： 生产矿长： 安全矿长： 机电矿长： 总工程师： 编 制：
盘县松河乡三鑫二〇一一年五月煤矿
参加人员名单
单 位 姓 名 盘县松河乡三鑫煤矿 职 务 或 职 称 总 工 程 师 矿 长 生 产 矿 长 安 全 矿 长 机 电 矿 长 通 风工程师 签名 报告审定人员
姓 名
职 称 职 务 总 工 程 师 矿 长 签 字
目 录
1 矿井及工作面概况 ...................................................... - 1 - 1.1 矿井概况 ........................................................... - 1 - 1.2 矿井开拓方式 ......................................................... 12 1.3 工作面概况 ........................................................... 13 2 11201工作面防突措施 .................................................... 15 2.1 区域综合防突措施 ..................................................... 15 2.2 局部综合防突措施 ..................................................... 17 2.3 工作面顺槽掘进过程中瓦斯突出危险性实录 ............................... 19 3.1 11201工作面消突评价的必要性 .......................................... 22 3.2 消突评价实施方案制定过程 ............................................. 23 4 11201工作面消突评价 ..................................................... 28 4.1 消突评价方法及指标 ................................................... 28 4.2 消突评价现场实施情况 ................................................. 30 4.3 消突措施效果评价参数测定及实验参数 ................................... 30 4.4 消突效果评价分析 ..................................................... 44 4.5 结论 ................................................................. 45 5 建议 ..................................................................... 47 参考文献 ................................................................... 48
前 言
对于煤矿而言，安全开采是建设安全、高效现代化矿井的前提，也是提高经济效益的根本途径，为了确保矿井的安全生产，工作面采掘前必须进行突出危险性评价。开展工作面采掘前消突评价现已纳入国家法律法规要求，同时开展工作面消突评价为完善矿井消突措施提供了科学依据，因此，对矿井采掘工作面进行消突评价是十分必要的且具有重要的现实意义。
盘县松河乡三鑫煤矿位于贵州省盘县松河乡境内，行政区划属盘县松河乡管辖。地理坐标：东经104°34′49″—104°35′39″，北纬26°02′40″—26°03′18″。矿区距洒基镇3.5km，距松河乡1.5km，距坪地乡8.0km，距盘县电厂13km，距水柏铁路松河站1.5km，矿区北部有盘水公路通过，区内交通方便。
贵州省国土资源厅2009年9月颁发的盘县松河乡三鑫煤矿（整合）采矿许可证（副本）；生产能力15万t/a；其形状为一不规则多边形，矿区面积0.946km2，开采深度：+1950m～+1780m。
矿井共划分为一个采区，首采一采区12#煤层，矿井设计生产能力15万t/a，服务年限11a。
根据贵州省能源局文件：黔能源发[2011]9号关于对六盘水市能源局《关于转报<关于上报盘县松河乡三鑫煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告>的报告》的批复：（1）三鑫煤矿12#煤层在鉴定范围（标高+1788米以上的12#煤层）内无突出危险性；（2）三鑫煤矿15#煤层在鉴定范围（标高+1788米以上的15#煤层）内无突出危险性。其它煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。
根据黔安监管办字〔2007〕345号文《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》,盘县地区划定为煤与瓦斯突出区域，矿区内未进行鉴定煤层，均有煤与瓦斯突出的可能性。因此，矿井按突出煤层进行设计和管理。
根据贵州省能源局文件（黔能源发[2010]802号《关于对六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，三鑫煤矿相对瓦斯涌出量为9.72m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.495m3/min，三鑫煤矿为低瓦斯矿井。
11201工作面为矿井首采面。工作面走向长615m，倾向长185m，煤层厚度3.1m，平均倾角22°。
现11201采面已形成，在11201采面准备期间，矿井已在该采面运输顺槽和回风顺槽布置了本煤层顺层预抽钻孔，对11201采面范围内煤层实施了区域防突措施。实施区域预
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抽防突措施的效果是否满足消突的要求，根据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局下发的《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》中的有关规定，应对实施防突措施的区域进行消突效果验证和考察。为此，我矿组织相关人员对11201工作面及11202掘进工作面进行消突评价。
本次评价工作遵循的依据是：
1、《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； 2、《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；
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。 根据要求，本评价工作于2011年1月份开始工作，历经近4个多月的时间，在三鑫煤矿技术人员和管理人员的共同努力、密切配合下，圆满完成了三鑫煤矿11201工作面消突评价的任务。
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1 矿井及工作面概况 1.1 矿井概况
1.1.1 地理概况及交通位置
1．1.1.1地理概况
盘县松河乡三鑫煤矿位于贵州省盘县松河乡境内。行政区划属盘县松河乡管辖。地理坐标：东经104°34′49″—104°35′39″，北纬26°02′40″—26°03′18″。
1．1.1.2交通位置
三鑫煤矿位于盘县松河乡境内，矿区距洒基镇3.5km，距松河乡1.5km，距坪地乡8.0km，距盘县电厂13km，距水柏铁路松河站1.5km，矿区北部有盘水公路通过，区内交通方便。详见交通位置图1-1-1。
图1-1-1 盘县三鑫煤矿交通位置图
1.1.2 井田地质构造及特征
1.1.2.1 地层 1、区域地质概况
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矿区位于三级构造单元六盘水断陷普安旋扭构造变形区土城向斜北东翼，土城向斜：轴向南东东,矿区位于其北东翼，倾向189～306°，倾角15～33°。矿区南面发育一条断层F35。
F35：出露于马戛河至包包寨，长约10公里，走向近东西向，倾向北，倾角65～75°，逆断层，落差150～250m，地表出露明显，断层带宽40m。
其区域内出露地层有第四系（Q）、三叠系下统永宁镇组（T1yn）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、二叠系上统大隆组（P3d）、龙潭组（P3l）、峨眉山玄武岩组（P3β）、茅口组（P2m）（详见插图：盘县松河乡三鑫煤矿区域地质图1-1-2）。
2、矿区地层
矿区及附近出露地层有二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）、龙潭组（P3l）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、第四系（Q），煤层主要赋存于龙潭组中～中上部，现从老到新简述如下：
a、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）：分布于矿区北东面，区内未见底，出露为峨嵋山玄武岩组上段（P3β3），下部以绿灰色玄武岩为主，上部以黄绿、红紫色凝灰岩为主，厚＞50m；
b、二叠系上统龙潭组（P3l）：分布于矿区中部，与下伏地层呈假整合接触，全厚280～310m，由粉～细砂岩及泥岩组成，煤组底部有一层铝土岩（或铝土质泥岩），含煤40～50层，主要分布在煤组上部和中部，煤组下部仅有27#煤层可采。分为三段。
上段：飞仙关底至12#煤层顶，一般厚度100m，岩性为粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩。可采煤层有3#、5#、6#、9#煤；
中段：12#煤层顶至26#煤层顶，一般层厚135m，岩性为粉砂岩、细砂岩，中夹少量泥质粉砂岩及粉砂岩泥岩。可采煤层有12#、15#、16#、17#、18#煤；
下段：26#煤层顶至峨嵋山玄武岩顶，一般层厚105m，岩性主要为粉砂岩及细砂岩。仅27#煤可采。
c、三叠系下统飞仙关组（T1f）：出露于矿区南部，与下伏地层为整合接触。 下段（T1f1）：以灰绿色细砂岩，粉砂岩为主，底部为灰绿色粉砂质泥岩夹粉砂岩，平均厚度约140m。
上段（T1f2）：上部为灰紫色粉砂岩，泥质灰岩及紫红色泥岩；中部为暗紫色粉砂岩，粉砂质泥岩夹细砂岩；下部为暗紫色细砂岩及粉砂质泥岩。区内未见顶。
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d、第四系（Q）：主要出露于地势低洼处，主要为黄色、黄褐色残坡积和崩积物，由粘土、砂土、碎石及腐植土等组成，厚度为0～10m，与下伏地层呈不整合接触。
三鑫煤矿区域地质图比例尺 1：100000插图430清P2m25C3mpC3mp27661010Q1P2q1214P3βP2q水P3β1P2q160雨络公社P2q3坪地32122020002大石丫口P3β13铝厂河P3河P2m2P3β10轿子项P3β1T1f2018T1fT1ynT1fT1fP3P3β3P2m60三鑫煤矿6047Tf160土城公社T1fT1ynP3P340607016T1f4062T1fP3T1yn23F35B29T1f70P3βP33253T1fP3β娃都红岩19T2gT1yn24P370T1f1+2T1yn1T2g2玉碗井20塘子边nT1y1+2T1yn1+2T1f1+21+2T1yn1+2T2gT2g360T2g1+2T1f拖T1f12T1f1+21.1.2.2 地质构造
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T1f1+2T1f2鸡场坪 区T1yn1P3P3l-T1f1+2T2g1+2T1y1T2g1+2n+2c-d图TP3三叠系C3P2石炭系上统河流及流向地质界线土城二矿例二叠系上统二叠系下统断层矿区范围图1-1-2 三鑫煤矿区域地质图
矿区位于土城向斜北西翼，总体构造为一向南西倾斜的单斜构造。倾向189～306°，倾角15～33°，一般22°，区内次级断裂构造不发育只在矿区北西部发育一小断层F89，节理、裂隙较发育。
F89：呈南西西至北东东向延伸，倾角约70°，为一正断层，落差10～15m，位于煤层浅部，对煤层开采影响不大。
区内含煤地层为龙潭组，含煤地层沿走向、倾向的产状变化较小；矿区范围内仅发育一小断层，为一向南西倾斜的单斜构造，按《煤、泥炭地质勘查规范》（DT/T0216-2002）附录D可确定该区构造复杂程度为简单构造类型。
1.1.2.3 水文地质概况 1、区域水文地质概况
该区属亚热带高原型气候，冬无严寒，夏无酷暑，气候温和，降水充沛，雨热同期，有明显的旱季和雨季之分，据盘县气象局对该区40年气象资料分析表明，年平均气温12.3℃，最高气候5-6月约32.9℃，最低气温12月至次年2月为冰雪期、凝冻期约-2.6℃，40年平均降雨量1214.2mm，最大年降雨1647mm，最低年降雨量691mm，降雨多集中在5-9月，降雨量为938.6mm，占全年降雨量的77.3%，10月至次年4月降雨量为276mm，占全年降雨量的22.7%。年最多主导风向东南风，频率25%，平均风速2.2m/s。区内还有春旱、冰雹、倒春寒、秋风、霜冻、凝冻等灾害性气候，高原气候特点突出。
从区域水文地质单元上看，矿区位于地表分水岭地带，为接受大气降水的补给区，排泄条件很好，最低侵蚀基准面1738m。主要涌水来源于大气降水、老窑水及采空区积水、裂隙淋水，矿井涌水量受大气降水控制，补给地下水动态随季节变化较为明显，地下水流向总体上从北西向东流动，属北盘江水系。
2、矿区水文地质 1）、含（隔）水层
矿区及附近出露地层有二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）、龙潭组（P3l）、三叠系下统飞仙关组（T1f）、第四系（Q），煤层主要赋存于龙潭组中～中上部，现从老到新简述如下：
a、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）：分布于矿区北东面，出露为峨嵋山玄武岩组上段（P3β3），下部以绿灰色玄武岩为主，上部以黄绿、红紫色凝灰岩为主，区内未见底，含碎屑岩裂隙水，含水性差，枯季迳流模数0.73-1.8l/s·km2，为区
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内较好的隔水层；
b、二叠系上统龙潭组（P3l）：分布于矿区中部，与下伏地层呈假整合接触，全厚280～310m，由粉～细砂岩及泥岩组成，煤组底部有一层铝土岩（或铝土质泥岩），含煤40～50层，主要分布在煤组上部和中部，煤组下部仅有27号煤层可采。含碎屑岩裂隙水，含水性差，为相对隔水层。
c、三叠系下统飞仙关组（T1f）：出露于矿区南部，与下伏地层为整合接触。下段以灰绿色细砂岩，粉砂岩为主，底部为灰绿色粉砂质泥岩夹粉砂岩；上部为灰紫色粉砂岩，泥质灰岩及紫红色泥岩；中部为暗紫色粉砂岩，粉砂质泥岩夹细砂岩；下部为暗紫色细砂岩及粉砂质泥岩。区内未见顶。含碎屑岩裂隙水，含水性差，为相对隔水层。
d、第四系（Q）：主要出露于地势低洼处，主要为黄色、黄褐色残坡积和崩积物，由粘土、砂土、碎石及腐植土等组成，厚度为0～10m，与下伏地层呈不整合接触。含极弱孔隙潜水，泉流量0.1-1l/s。
2)、地下水的类型及补、径、排条件 a、地下水的类型
通过以上含（隔）水岩组分析，该区地下水类型可分为松散岩类孔隙水和碎屑岩裂隙水两类。
a）松散岩类孔隙水
指第四系，该组地下水在矿区内主要分布在局部低洼处，含水性极弱，无供水意义，对煤层开采无影响。
b）碎屑岩裂隙水
包括三叠系下统飞仙关组、二叠系上统龙潭组及二叠系上统峨嵋山玄武岩组三个层位，主要分布在矿区中部，含水性差，为相对隔水层。
三叠系下统飞仙关组：出露于矿区南部，位于龙潭组上部，岩性以细砂岩、粉砂岩及泥岩为主，含碎屑岩裂隙水，含水性差，为相对隔水层。
二叠系上统龙潭组：分布于矿区中部，与下伏地层呈假整合接触，全厚280～310m，由煤、粉～细砂岩及泥岩组成，煤组底部有一层铝土岩（或铝土质泥岩）。含碎屑岩裂隙水，含水性差，为相对隔水层。龙潭组分为三段。
二叠系上统峨嵋山玄武岩组：分布于矿区北东面，出露为峨嵋山玄武岩组上段（P3β3），下部以绿灰色玄武岩为主，上部以黄绿、红紫色凝灰岩为主，区内未见底，
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含碎屑岩裂隙水，含水性差，为区内较好的隔水层；
b、地下水的补给、径流及排泄条件
该矿区区域水文地质单元位于接受大气降水补给区，矿区地势总体上沿季节性河流（班家河沟）划分，中间低，两边高。大气降水至地表后，大部分流入班家河沟，自西向东流出矿区。其余沿地表采动裂隙直接渗入矿井或沿地表的溶蚀洼地、岩溶漏斗及岩溶裂隙直接汇入地下，至地下深部后，沿溶蚀管道、裂隙以管流、脉流及隙流的形式进行水平迳流，地下水总体自西向东流动。属北盘江水系。
3)、矿井涌水量预测
矿坑涌水量根据现状矿井的开采面积、水位降深，未来矿区开采面积及水位降深，采用水文地质比拟法对涌水量进行预测。
比拟法计算公式为：
QQ式中：
sF/FS
Q — 预测矿坑涌水量（m3/d）；
Q′— 一定时期矿井排出的水量（m3/d）； F — 拟开采标高以上采空区面积（m2）； F′— 一定时期矿井开采面积（m2）； S — 拟开采水位降深（m）； S′— 一定时期矿井水位降深（m）。
据实地调查及矿山提供资料，上述公式中分别取值为：Q′=130，F=1317799，F′=146150，S= 170，S′=65，再结合上述公式，预测的矿坑涌水量为：
QQsF/F1701317799/1461501303S65＝＝631m/d
此涌水量尚未包括由于地下水位下降，水力坡度增加，充水因素增多等条件下造成的矿坑涌水。
根据计算结果，即矿区矿坑涌水量为27m3/h，该涌水量为矿坑正常涌水量，未包括断裂导水、顶、底板突水等特殊水文地质条件下、特殊构造地质条件下的矿坑涌水量。总体上看，矿区范围内矿坑涌水量较小。
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顶、底板突水量：根据矿区最低可采标高（1780m）（采矿许可证）及当地最低侵蚀基准面（1738m）,结合地下水的水位埋深、构造、岩溶发育程度、发育规模等水文地质条件进行类比，预测矿井正常涌水量为27m3/h，矿井最大涌水量为80m3/h。
根据《矿井水文地质规程》分类，该矿水文地质条件复杂程度属简单类型。 1.1.3 煤层及煤质
1、煤层
三鑫煤矿开采的3#、5#、6#、9#、12#、15#、16#、17#、18#、27#煤层。 矿区煤系地层为二叠系上统龙潭组，全组含煤40～50层，煤层总厚30m左右，矿区范围内可采煤层10层，总厚约18m。该区煤系为海陆交互相沉积，其岩性、岩相较稳定，沉积韵律清楚，标志层发育良好，煤层及岩层均易于对比。分为三段：详见表1-1-2：煤层特征表.
上段：飞仙关底至12#煤层顶，一般厚度100m，岩性为粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩。含可采煤层4层
3#煤层：一般距顶板27m，一般煤厚2.70m。含1～2层夹石，一般为一层，位于煤层下部，为含高岭质泥岩。顶板为细砂岩及粉砂岩，底板为粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩。
5#煤层：上距3#煤12—28m,一般20m。一般煤厚2.26m。含1～2层夹石，一般为一层，为褐色高岭质泥岩及黑色片状炭质泥岩。顶板为粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩，底板为细砂岩。
6#煤层：上距5#煤9—12m,一般10m。一般煤厚1.25m。含1～2层夹石，一般为一层，为细晶质高岭石。顶板为细砂岩，底板为粉砂岩夹泥质粉砂岩及细砂岩。
9#煤层：上距6#煤14—25m,一般20m。一般煤厚1.05m。一般不含夹矸，局部含黄铁矿结核。顶板为黑色粉砂质泥岩，底板为粉砂岩夹泥岩。
中段12#煤层：上距9#煤39—50m,一般45m。一般煤厚3.10m。含0-2层夹矸，夹矸不稳定，顶板为泥质粉砂岩夹菱铁矿薄层，底板为粉砂岩及泥质粉砂岩。
15#煤层：上距12#煤15—35m,一般25m。一般煤厚1.90m。含0-4层夹矸，不稳定，顶部夹石为灰色泥岩及鲕状炭质泥岩，余为高岭质泥岩。顶板为泥质粉砂岩
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及粉砂岩，底板为粉砂质泥岩及泥质粉砂岩。
16#煤层：上距15#煤6—10m,一般8m。一般煤厚1.66m。含一层夹石非常稳定，位于近顶部，为一层0.08米厚的褐粽色细晶-隐晶质泥岩。顶板为粉砂质泥岩及泥质粉砂岩，底板为粉砂岩及细砂岩。
17#煤层：上距16#煤10—12m,一般11m。一般煤厚2.10m。含0-3层夹矸。中部有一层较稳定，为粗晶高岭石泥岩顶板为粉砂岩及细砂岩，底板为粉砂岩夹泥岩。
18#煤层：上距17#煤4—12m,一般8m。一般煤厚1.41m。基本不含夹石，顶板为粉砂岩夹泥岩，底板为粉砂岩及细砂岩。
下段：26#煤层顶至峨嵋山玄武岩顶，一般层厚105m，岩性主要为粉砂岩及细砂岩。含可采煤层一层。
27#煤层：上距18#煤104—125m,一般115m，距峨嵋山玄武岩组一般35m。一般煤厚1.18m。为龙潭组下部唯一可采煤层，含一层夹石较稳定，位于煤层近底部，为一层含高岭石泥岩，夹石以下含有少量黄铁矿结核。
区域内煤层变化较大，但矿区内煤层厚度变化较小，结构简单，呈层状、似层状产出，煤质变化较小，按《煤、泥炭地质勘查规范》（DT/T0216-2002）附录D可确定该区煤层稳定程度为较稳定煤层类型。煤层特征见表1-1-2。
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表1-1-2 煤层特征表
（m） 煤层平均 煤层间距煤层赋存厚度 最小～最大 倾角 编号 部位 （m） （°） 一般 3 上段 2.70 22 12～28 20 5 上段 2.26 22 9～12 10 6 9 12 15 16 17 18 27 上段 1.25 上段 1.05 中段 3.10 中段 1.90 中段 1.66 中段 2.10 中段 1.41 下段 1.18 14～25 20 39～50 45 15～35 25 6～10 8 10～12 11 4～12 8 104～125 115 22 22 22 22 22 22 22 22 夹矸数 1-2 1-2 煤层稳定程度 较稳定 顶板岩性 底板岩性 1-2 0-2 0-4 1 0-3 1 细砂岩、粉砂粉砂岩、细砂岩岩 及泥质粉砂岩 粉砂岩、细砂较稳定 岩及泥质粉细砂岩 砂岩 粉砂岩夹泥质较稳定 细砂岩 粉砂岩及细砂岩 黑色粉砂岩较稳定 粉砂岩夹泥岩 泥岩 泥质粉砂岩粉砂岩、泥质粉较稳定 夹菱铁矿薄砂岩 层 泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥较稳定 粉砂岩 质粉砂岩 粉砂质泥岩、较稳定 粉砂岩、细砂岩 泥质粉砂岩 粉砂岩、细砂较稳定 粉砂岩夹泥岩 岩 粉砂岩夹泥较稳定 粉砂岩、细砂岩 岩 泥质粉砂岩粉砂质泥岩、细较稳定 夹层状菱铁砂岩 矿 2、矿石特征、类型及有益有害组分的含量 1）、物理性质
矿区内各煤层煤均呈黑色，具较强的玻璃光泽，硬度一般为1.12～3.35，，除12#煤容重为1.35 g/cm3，16#煤为1.45 g/cm3，27#煤为1.50 g/cm3外，其余各煤层容重均为1.40g/cm3。
2）、宏观煤岩类型
矿区内煤岩特征一般为半暗～半亮型。具玻璃光泽，含镜煤条带较多。 3）、显微组分及显微煤岩类型
煤层中有机显微组分多为镜质组、半镜质组组成，无机显微组分以硫铁矿物、粘土矿物、石英为主，黄铁矿物、方解石次之，显微煤岩类型为微暗煤，成因类型为腐植煤。
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4）、煤质及煤类型 a、 煤的化学成分及类型
据“补勘报告”原煤工业分析，矿区3、5、9、15、16、17、18、27#煤为中等挥发份、中低灰、中低硫焦煤；6#煤为中等挥发份、中灰、中低硫焦煤；12#煤为低挥发份、中低灰、中低硫焦煤。
表1-1-3 煤质特征表
灰份ω(Ag)/% 最小值～最大最小值～最大值 值 平均值 平均值 13.15～16.96 28.91～33.44 15.00 31.50 11.49～16.77 27～29.57 14.10 28.50 18.32～21.86 28.11～32.21 20.50 30.09 13.55～15.34 23.69～28.10 14.32 27.89 9.20～10.93 25.63～28.36 10.00 27.00 12.00～15.23 23.55～29.45 13.00 27.50 12.36～15.60 22.99～27.35 13.84 25.82 12.85～17.05 24.15～28.79 14.45 26.70 13.55～16.49 22.15～25.90 15.50 23.70 22.36～25.88 21.05～25.81 24.00 23.50 b、煤的风化特征 工业分析值 挥发份ω(Vr)/% 含硫量ω(SQg)/% 最小值～最大值 平均值 0.16～0.25 0.18 0.26～0.33 0.30 1.80～2.14 2.07 2.02～2.69 2.46 0.15～0.28 0.20 0.11～0.20 0.15 0.11～0.25 0.19 0.35～0.75 0.46 0.15～0.27 0.21 0.48～0.66 0.55 发热量Q(kJ/g) 最小值～最大值 平均值 33.45～37.14 35.13 34.51～36.55 35.90 32.78～37.30 35.54 33.08～36.24 35.13 32.85～38.25 36.17 33.50～38.16 35.96 35.00～37.36 36.00 33.74～38.45 36.13 34.01～37.66 36.05 34.05～36.93 35.54 点数 7 7 7 7 6 7 5 5 6 3 煤层 3 5 6 9 12 15 16 17 18 27 矿区内煤层暴露地表部份，受渗透水等因素的影响，常遭受风化，厚度一般显著变薄，煤质变劣。据生产矿井，小煤窑的煤层圈定及观察，煤的结构亦随风化程度的不同而呈现出由褐色土状的松软物质变为粉状煤。进而变成具有光泽的块状煤。同时风化带的深浅与煤层的倾角，上复盖层原变，物质成份、性质等因素关系密切。风化带垂深度一般在20-50米，其的特点硫份含量降低，水分、灰分、挥发分增高，粘结性遭破坏，发热量降低。
c、煤层顶、底板和夹石
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盘县松河乡三鑫煤矿开采煤层位于龙潭组中～上部，顶底板为泥质粉砂岩及粉砂岩，夹矸较薄，对煤层开采无大的影响。具体情况见表1-1-4：煤层顶底板及夹石特征表
表1-1-4 煤层顶底板及夹石特
煤层编号 3 5 6 9 12 15 16 17 18 顶板岩性 细砂岩、粉砂岩 粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩 细砂岩 底板岩性 粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩 细砂岩 夹矸数 1-2 1-2 1-2 0-2 0-4 1 0-3 夹矸描述 位于三号煤下部、为含高岭质泥岩 灰褐色高岭质泥岩及黑色片状炭质泥岩 细晶质高岭石 含黄铁矿结核 不稳定 顶部夹石为灰色泥岩及鲕状炭质泥岩，余为高岭质泥岩 位于近顶部，为一层0.08米厚的褐粽色细晶～隐晶质高岭石泥岩 中部有一层较稳定，为粗晶高岭石泥岩 近底部有一层高岭石泥岩，夹石以下含有少量黄铁矿结核 粉砂岩夹泥质粉砂岩及细砂岩 黑色粉砂岩泥岩 粉砂岩夹泥岩 泥质粉砂岩夹菱粉砂岩、泥质粉砂铁矿薄层 岩 泥质粉砂岩、粉砂粉砂岩泥岩、泥质岩 粉砂岩 粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩 粉砂岩 粉砂岩、细砂岩 粉砂岩夹泥岩 粉砂岩夹泥岩 粉砂岩、细砂岩 泥质粉砂岩夹层粉砂质泥岩、细砂27 1 状菱铁矿 岩 d、矿床共（伴）生矿产 由于盘县松河乡三鑫煤矿含可采煤层10层，矿床中局部夹菱铁矿条带，但因其品位、含量均达不到工业要求，故本次不作为有用组分含量进行分析。 1.1.4 矿井通风及瓦斯涌出情况
该矿井为煤与瓦斯突出矿井，采用中央并列抽出式通风。根据三鑫煤矿提供的资料，矿井平均总进风量为3600 m3/min，平均总回风量为3678 m3/min，总回瓦斯浓度为0.3％～0.5％，绝对瓦斯涌出量为11.0～18.4 m/min。煤巷掘进头2个（11202运输顺槽、11202回风顺槽），均采用功率为15×2KW的对旋式轴流扇风机送风，供风最长距离为960m，工作面风量（风筒出口风量）为594～714 m3/min。掘进工作面迎头瓦斯浓度0.15％～0.35％，回风流中瓦斯浓度0.45％～0.76％，绝对瓦斯涌出量平均为4.25 m3/min。 1.1.5 煤尘爆炸危险性、煤层自然发火及地温情况
1.1.5.1 煤尘爆炸危险性
根据贵州省煤田地质局实验室2004年6月11日对3#、5#、6#、9#、12#、15#、16#、
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3
17#、18#、27#煤层鉴定提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》，矿井所开采的所有煤层的煤尘均有爆炸性。
1.1.5.2 煤层自燃发火情况
根据贵州省煤田地质局实验室2004年6月11日对3#、5#、17#、18#煤层鉴定提交的鉴定提交的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，3#、5#、17#、18#煤层均为不自燃煤层（Ⅲ类），6#、9#、12#、15#、16#、27#煤层均为自燃煤层（Ⅱ类）。
1.1.5.3 地温
本矿井无地温异常现象。 1.2 矿井开拓方式
1.2.1 井田开拓
矿井工业广场布置在矿区中部北翼20＃煤层底板附近+1835m标高，设计斜井开拓方案，主斜井、副斜井、回风斜井全部新建，三井筒平行布置，回风风井与副斜井间距30m，主斜井与副斜井间距40m；沿煤层组底板布置在岩层中，主斜井、副斜井的井口标高均为+1835m，回风斜井井口标高均为+1840m。井筒落底标高1788m。全井田划分一个水平开拓，为一个采区，联合布置开采所有煤层；以一个走向长壁炮采工作面及两个掘进工作面达到设计能力，采煤方法为走向长壁采煤法。
根据煤层间距 ，矿井10层可采煤层划分为上煤组、下煤组，上煤组为3#、5#、6#、9#煤层；下煤组为12#、15#、16#、17#、18#、27#煤层。
根据现场实际情况，目前由于深部土城矿开采造成上煤组处于动压影响区，本次设计县开采下煤组。首采工作面布置在下煤组顶部12#煤层东翼，工作面编号为11201。为保证工作面的正常接续，在12#煤层西翼分别布置11202采面运输巷、11202采面回风巷二个掘进头。
矿井采用中央并列式通风，采、掘实行独立通风。在副斜井底布置水仓及泵房。 矿井设计以一个水平、两个采区、两个综采工作面达到设计生产能力。 1.2.2 采区划分 矿井划分为1个采区。 1.2.3 矿井开拓现状
矿井主斜井、副斜井、回风斜井及11201运输石门、11201回风石门已施工到位。形成了矿井全负压通风系统。
矿井主斜井井口标高为+1835m、副斜井井口标高为+1835m、回风斜井井口标高为
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+1840m，井底标高为+1787m标高。目前矿井只形成了11201工作面一个采面。 1.3 工作面概况
1.3.1 11201采面巷道布置及煤层赋存情况
11201回采工作面是三鑫煤矿矿首采面，位于矿井东翼第一区段。工作面运输巷设在+1785m标高；回风巷设在+1804m标高。11201工作面走向长615m，倾向长185m。
11201工作面煤层厚度为一般煤厚3.10m。含0-2层夹矸，夹矸不稳定，顶板为泥质粉砂岩夹菱铁矿薄层，底板为粉砂岩及泥质粉砂岩。平均倾角22°。
11201采面巷道布置及煤层赋存、构造情况详见图1-2-1。 1.3.2 煤层原始瓦斯赋存参数
根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年提交的《盘县松河乡三鑫煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，11201采面测定的煤层原始瓦斯压力及瓦斯含量情况见下表。
表1-2 11201采面测定的煤层原始瓦斯压力及含量情况表
测定煤层 测定地点 运输石门30m处 11201运输巷50m处 12号煤层 0.7 11201运输巷150m处 +1787.7 0.56 17.006 钻场标高 测定的煤层原始瓦（m） 斯压力P(MPa) +1788.7 +1788.5 0.32 0.53 测定的煤层原始3瓦斯含量W(m/t) 14.444 第 13 页
4.30B24011782.30
图1-2-1 11201采面巷道布置及煤层赋存、构造情况示意图
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2 11201工作面防突措施
三鑫煤矿在11201运输巷、回风巷和切眼掘进期间，按照国家颁布的相关规程和规范，采取了区域综合防突措施和局部防突措施。区域综合防突措施工艺流程为“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”；局部综合防突措施工艺流程为“工作面突出危险性预测→工作面防突措施→工作面措施效果检验→安全防护措施”。 2.1 区域综合防突措施 2.1.1 防突措施的选择
针对11201工作面的具体情况，三鑫煤矿选择在上、下顺槽相向施工顺层长钻孔抽采煤层瓦斯的区域性防突措施。 2.1.2 工作面瓦斯抽采情况
根据12号煤层的特征、赋存情况、巷道布置特点以及11201工作面实际情况，采用分别在运输巷、回风巷施工顺层钻孔进行提前预抽煤层瓦斯的消突技术。三鑫煤矿11201采面自2010年10月份连管预抽以来，前后共布置296个预抽钻孔，钻孔布置如图2-1所示。预抽钻孔孔径Φ75mm，孔间距3~5m，孔深70-100m，封孔材料为聚氨酯，封孔深度4-6m，钻孔角度与煤层倾角一致，抽放负压15~17 KPa。截止到2011年4月份，累计抽采量435.11万m3，累计风排瓦斯量232.71万m3。
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3m图2-1 11201工作面顺层钻孔分布图
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3m
钻孔长度≥允许掘进距离超前距≥大于大于允许掘进距离钻孔长度≥超前距≥图2-2 煤巷掘进工作面区域防突措施抽放钻孔布置图
2.2 局部综合防突措施 2.2.1 瓦斯突出危险性预测
突出危险性预测和防突措施效果检验采用瓦斯解吸指标（K1）和钻屑量（S）两项指标进行煤巷掘进工作面瓦斯突出危险性预测。各指标预测瓦斯突出危险性的临界值如表2-1所示。
表2-1 瓦斯突出危险性预测与消突措施效检指标临界值 S(kg/m) ≥6 ＜6 K1(ml/g.min) ≥0.5 ＜0.5 0.5突出危险性 突出危险 无突出危险 采用钻屑解吸指标、钻屑量指标法预测11201运输巷、回风巷掘进工作面和11201回采工作面突出危险性，预测步骤如下：
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① 在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、深度为10m的钻孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0.3~0.5m，终孔控制巷帮轮廓线外2~4m，钻孔布置图见图2-2。
② 预测孔每钻进1m测定一次钻屑量S、每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。 ③ 测定钻屑量S、钻屑瓦斯解吸指标K1的三个预测孔中，任何一个预测孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数均小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。
2-4m钻孔巷道10m
图2-3 煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置示意图
④ 采用煤巷掘进工作面突出危险性预测方法，沿工作面运输巷（或超前顺槽）每隔10m布置一个预测钻孔，孔深15m。最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1超过表2-1确定的临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。反之工作面无突出危险性。预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2m的预测超前距离。 2.2.2 工作面消突措施
三鑫煤矿目前针对12号煤层煤巷掘进条带煤层瓦斯的防突措施为利用掘进工作面施工迎头，向煤巷掘进工作面前方掘进条带施工本煤层顺层预抽瓦斯钻孔，钻孔孔径为Φ90mm、钻孔布置见图2-3。
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钻孔长度≥允许掘进距离超前距≥大于大于允许掘进距离钻孔长度≥超前距≥ 图2-3 煤巷掘进工作面预抽钻孔布置示意图
2.2.3 效果检验
效果检验方法与瓦斯突出危险性预测方法相同。检验孔一般布置在措施孔与措施孔或预测孔与措施孔之间，若所有检验孔的所有检验指标均小于临界值时，则认为措施有效；否则，需要继续对钻孔进行瓦斯抽采，直至效果检验有效为止。 2.2.4 安全防护措施
1、11201回采工作面顺槽掘进过程采取的安全防护措施有：设置两道反向风门，佩带隔离式自救器，远距离放炮，压风自救系统。
2、11202掘进工作面掘进过程采取的安全防护措施有：设置两道反向风门，佩带隔离式自救器，远距离放炮，压风自救系统。 2.3 工作面顺槽掘进过程中瓦斯突出危险性实录
由于三鑫煤矿自建井伊始，通风、防突部门技术人员重组多次，致使大量矿建期间原始资料丢失。现有的工作面顺槽掘进过程中预测预报及效检指标数据，11201运输巷的钻屑量、钻屑解吸指标仅有4组；11201回风巷只有从巷道471.9m至588.4m处的29组数据；11202掘进巷的钻屑量、钻屑解吸指标仅有1组；这些数据均为没有采取措施前的预测预报测值。整理以上全部数据，分析工作面顺槽掘进过程中消突前的瓦斯突出危险性如下。
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2.3.1 钻屑量指标实测结果
11201运输巷、回风巷、切眼工作面掘进过程中预测（效检）指标钻屑量S随巷道进尺变化曲线见图2-4～2-6。
543210355360365370375380385巷道进尺（m）
S（Kg/m）图2-4 11201运输巷S随巷道进尺变化曲线
4S（Kg/m）3210020406080100120140巷道进尺（m）
图2-5 11201切眼S随巷道进尺变化曲线
32.5S（Kg/m）21.510.50450470490510530550570590610巷道进尺（m）
图2-6 11201回风巷S随巷道进尺变化曲线
从图2-4～2-6可以看出，在三鑫煤矿现有预测预报及效检指标数据基础上，所统计的11201采面全部钻屑量S预测突出危险性指标中，均未出现指标超标现象。
另11202掘进工作面在掘进30m时，S值为0.2。 2.3.2 钻屑瓦斯解吸指标（K1）实测结果
11201运输巷、回风巷、切眼工作面掘进过程中预测（效检）指标钻屑瓦斯解吸指标K1值随巷道进尺变化曲线见图2-7～2-9。
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2K1(ml/(g.min1/2))1.510.50355360365370375380385巷道进尺（m）
图2-7 11201运输巷K1随巷道进尺变化曲线
1.41.2K1((ml/(g.min1/2))10.80.60.40.20020406080100120140巷道进尺（m）
图2-8 11201切眼K1随巷道进尺变化曲线
0.90.80.70.60.50.40.30.20.10450470490510530550570590610巷道进尺（m）K1((ml/(g.min1/2))
图2-9 11201回风巷K1随巷道进尺变化曲线
由图2-7～2-9分析得知，11201工作面在未采取消突措施前，11201运输巷现有的4组数据K1全部超标，巷道进尺为20.5m，指标超标率为100%；11201切眼统计了120m的巷道进尺共37组有效数据，钻屑解吸指标K1值超过临界值13次，指标超标率为35%；11201回风巷统计了116.5m巷道进尺共29组数据，其中，K1值超过临界值10次，指标超标率为34.5%。由此可以看出，11201采面各顺槽及切眼工作面掘进期间具有较大的突出危险性，
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引起了三鑫煤矿的各级领导和职工的高度重视，遂在有关科研单位的指导下，采取了一系列的防突措施进行11201工作面消突工作。另外，从上分析可知三鑫煤矿12号煤层突出预测指标对钻屑解吸指标K1值比较敏感，今后局部防突措施中应重点应用此项指标及分析相关数据。
自从2009年5月11201采面进行采前大面积预抽消突措施以来，抽采时间累计已有二年多时间，据了解，11201工作面的消突效检指标超标率得以大幅度下降，但由于12号煤层中间0-2层夹矸，构造比较复杂，虽然采取的消突措施行之有效，在此次工作面采前消突评价项目实施中，还需引入工作面瓦斯抽排率指标进行考察验证。
另11202掘进工作面在掘进30m时，K1值为0.34。 3 11201工作面消突评价实施方案制定 3.1 11201工作面消突评价的必要性
11201回采工作面为一采区首采面，在工作面顺槽掘进前和掘进过程中均对工作面煤体实施了瓦斯预抽，且抽出了大量的瓦斯，极大的降低了瓦斯危害程度。但是，由于12号煤层原始瓦斯含量高，瓦斯压力大，虽然经过长时间的预抽，但11201回采工作面的煤体是否已经消除了煤与瓦斯突出危险性、是否满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求需要进一步验证和考察，开展首采工作面采前评价的必要性具体如下：
⑴ 开展工作面采前消突效果评价是国家法律法规的要求。
采用煤层预抽作为消突措施时，按照《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）要求，突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降低到煤层始突深度的瓦斯含量以下或瓦斯压力降低到煤层始突深度的瓦斯压力以下，若没有考察出煤层始突深度的瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。
我国2009年颁布的《防治煤与瓦斯突出规定》第5条规定，突出矿井需进行区域措施效果检验以及工作面措施效果检验，也即明确要求了突出矿井在开采前应对采掘面进行消突效果评价，只有在各项指标均满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）后方可允许采掘。
三鑫煤矿为煤与瓦斯突出突出矿井，工作面采掘前必须对瓦斯抽采效果进行评价，检验工作面是否消除了突出危险性，只有在工作面已经消除了突出危险性，且各项指标满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）要求的情况，方可进行采掘。
⑵ 开展工作面采前消突效果评价是建设高效安全矿井的需要。
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高效安全矿井建设是国有煤炭企业转变经济增长方式、提高经济效益的根本途径。而建设高效安全矿井，首要问题就是建设高效安全的回采工作面，技术装备和煤矿灾害是制约工作面能否高效安全的主要因素。
三鑫煤矿建井期间曾发生过一次煤与瓦斯突出动力现象， 12号煤层瓦斯含量高，所处的地质条件并不非常复杂，制约工作面高效安全的主要因素是瓦斯灾害。因此，在工作面采前进行瓦斯突出危险性评价，判断各项指标是否满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求，在不满足安全生产条件的区域补充消突措施，直至整个工作面煤体已完全消除瓦斯突出危险性，且各项指标均满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）的要求，才能实现工作面高效安全。因此，建设高效安全矿井，工作面采前必须进行突出危险性评价。
⑶ 开展工作面采前消突效果评价是保证矿井安全生产的必然要求。
安全生产关系着国家经济发展和社会的稳定，是煤矿工作的头等大事，而瓦斯治理又是安全工作中的重中之重。因此，为确保矿井安全生产，工作面采掘前必须进行瓦斯参数测定和采前突出危险性评价，只有采掘工作面煤体消除突出危险性，各项指标小于限定值，在采掘过程中才能保证不发生煤与瓦斯突出事故。因此，为确保矿井安全生产，矿井应树立“不掘突出头、不采突出面”的理念，即在工作面采掘前进行突出危险性评价，只有在消除突出危险的情况下，方可进行采掘作业。
⑷ 开展工作面采前消突效果评价为完善矿井消突措施提供科学依据。
突出矿井为了避免发生煤与瓦斯突出事故，在工作面采掘前均实施了消突措施，但是，仅仅执行了消突措施是不够的，还要保证消除措施切实使煤层消除了突出危险性，只有各项指标满足要求后方可进行采掘活动，未消除突出危险性的煤层不得进行采掘活动。因此，开展工作面采前突出危险性评价是对消突措施消突效果的检验，通过瓦斯突出危险性评价，查找消突措施存在的问题和不足，并在以后工作面执行消突措施时进行改善，使消突措施能在短时间内有效的消除突出危险性。因此，开展工作面采前突出危险性评价对矿井完善消突措施具有重要的现实意义。 3.2 消突评价实施方案制定过程
2009年9月，三鑫煤矿对其待采的11201回采工作面以及11202掘进条带消突效果进行评价，其主要任务是分析11201采面和11202掘进条带区域的瓦斯抽采效果，评价工作面开采前瓦斯突出危险程度。考虑到项目难度大、任务重，为了保证项目的有序进行，我矿成立项目攻关小组，项目攻关组由矿方相关工程技术人员和管理人员组成，组长由三鑫
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煤矿矿总工程师担任。前期准备工作中根据部分资料编写《三鑫煤矿11201工作面及11202掘进消突评价实施方案》(以下简称《实施方案》)。
《实施方案》的主要实施内容与目标包括：
⑴ 统计分析11201采煤工作面区域防突措施执行现状资料； ⑵ 统计分析11202掘进期间区域防突措施执行现状资料； ⑶ 评价单元划分及合理分布测点；
⑷ 根据《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/T1037-2007）和《防治煤与瓦斯突出规定》中区域性预抽煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出消突效果评价方法，严格按照AQ及MT相关技术标准进行瓦斯基础参数测试，采用煤层残余瓦斯含量（压力）、预抽率、综合指标法等一些指标，对11201采面、11202掘进工作面区域防突措施消突效果进行评价，为保证工作面安全回采和掘进提供技术科学依据和技术支撑；
⑸ 若工作面被评价为具有突出危险性，根据工作面实际情况，制定切实可行的补充消突措施。
2009年5月，三鑫煤矿总工程师对11201工作面预抽钻孔布置数量、抽采量及其他参数，与其它矿领导进一步交流，就项目开展工作与实施方案内容达成共识。并收集与分析三鑫煤矿区域防突措施资料，整理分析现场测试数据，设计区域性预抽煤层瓦斯评价指标测点分布，细化《实施方案》，确定评价方法及指标的选取，明确现场工作量、仪器准备情况、实验室测定参数及项目完成时间。
2010年10月底至2010年11月底，三鑫煤矿，历经30天时间，系统的收集了11201工作面瓦斯地质条件、顺槽掘进过程中突出危险性预测指标、工作面预抽钻孔布置及预抽瓦斯量等资料，在11201回风巷、运输巷采集煤样，送实验室共测定了7组瓦斯基本参数，根据煤层赋存情况，采面预抽孔布置位置及抽采现状，合理布置测点，并在现场测定了30组残余瓦斯含量。在本项目实施过程中，完成11201回采工作面及11202掘进工作面消突评价工作。
《实施方案》中设计11201运输巷分布10个测点、切眼处3个测点、回风巷5个测点，1293运输巷分别向煤体两侧各布置2个测点，共计施工22个钻孔，孔深50～100m，如图3-1所示，钻孔参数如表3-1。
11201采面计划利用20个钻孔测点进行残余瓦斯含量参数测试，当钻孔钻至30m时测定一组数据，然后根据需要，每钻进20～30m进行一次现场解吸量工作，以便最大可能控
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制煤层预抽空白带区域范围。预计共测定20～50组现场解吸量，并根据现场所测定的数据进行损失瓦斯量计算，最后，取一定数量的解吸罐送至实验室测定残存瓦斯量。
《实施方案》中计划在11201采面选取2个预抽钻孔采用直接法测定煤层残余瓦斯压力，钻孔布置如图3-1所示。
表3-1 11201采面12号煤层消突评价设计钻孔施工参数表
钻孔编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 测试 煤层 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 钻孔参数 开孔位置 方位(°) 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 倾角(°) -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 钻孔长度(m) 102 104 106 104 104 104 104 105 105 108 108 110 110 109 108 108 108 109 108 110 110 备 注 11201运输巷距工作面25m 1201运输巷距工作面50m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面100m 1201运输巷距工作面125m 1201运输巷距工作面150m 1201运输巷距工作面175m 1201运输巷距工作面200m 1201运输巷距工作面225m 1201运输巷距工作面250m 1201运输巷距工作面275m 1201运输巷距工作面300m 1201运输巷距工作面325m 1201运输巷距工作面350m 1201运输巷距工作面375m 1201运输巷距工作面400m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面425m 1201运输巷距工作面450m 1201运输巷距工作面475m 第 25 页
设计测试煤层残余瓦斯含量钻孔 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 11201回风巷距工作面25m 1201回风巷距工作面50m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面100m 1201回风巷距工作面125m 1201回风巷距工作面150m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面175m 1201回风巷距工作面200m 1201回风巷距工作面225m 1201回风巷距工作面250m 1201回风巷距工作面275m 1201回风巷距工作面300m 1201回风巷距工作面325m 1201回风巷距工作面350m 1201回风巷距工作面375m 1201回风巷距工作面400m 1201回风巷距工作面425m 1201回风巷距工作面475m 1201回风巷距工作面500m 1201回风巷距工作面525m 11201运输巷距工作面150m 11201运输巷距工作面369m 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 28 28 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 -22 -22 79 78 79 79 79 79 79 77 75 70 58 58 56 56 56 56 56 57 59 60 60 105 测压钻孔 108 第 26 页
2726252423222829303132424140393837363534333m433m4412876453910151419131211181716212025m
图3-1 三鑫煤矿11201工作面消突评价参数测试钻孔布置示意图
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4 11201工作面消突评价 4.1 消突评价方法及指标
根据三鑫煤矿11201回采工作面实际采用的煤层预抽消突措施实施情况，按照《防治煤与瓦斯突出规定》第55条规定，在进行预抽回采工作面煤层防突措施效果评价时，如果评价范围内各钻孔的抽排时间差别过大及钻孔间距过大，应将评价区域划分为不同的评价单元进行评价，因此，三鑫煤矿11201采面应根据工作面预抽钻孔的抽采时间和间距，对11201采面划分为不同的评价单元。
在分析11201采面回风、运输顺槽掘进过程中瓦斯突出预测指标测值、瓦斯涌出量的基础上，结合11201回采面预抽钻孔分布位置、方式，布置测点，即评价测值孔需控制到预抽孔可能存在的空白带和地质构造影响带，确保用于评价消突效果的参数能够反映每个评价单元的真实情况。
根据以上所述，本项目将按照图4-1所示的技术路线进行研究分析。
资料统计分析 预抽钻孔分布、瓦斯抽排率研究 煤层瓦斯基础参数测试与计算 工作面瓦斯抽排率 残余瓦斯含量（压力） 突出危险性评价
有突出危险 制定补充消突措施 无突出危险 安全回采 图4-1 三鑫煤矿11201采面消突评价技术路线图
根据《煤矿安全规程》（2011年版）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）相关
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条款以及《防治煤与瓦斯突出规定》（2009年版）第52条规定：采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验证实有效的指标和方法进行措施效果检验。
因此，本项目研究将根据统计资料和测定参数，拟采用煤层残余瓦斯含量（压力）指标法对11201采面消突措施效果进行评价，并辅以工作面瓦斯抽排率指标法进行验证。
当采用工作面抽排率指标进行评价时，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第56条规定：“采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：„„（二）若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围„„”，需考虑巷道预排瓦斯带宽度影响范围。
据上分析及图4-1所示得知，主要评价指标为残余瓦斯含量（瓦斯压力）法，辅助工作面瓦斯抽排率指标法相印证，各指标具体测试步骤及计算方法如下所述。
⑴ 残余瓦斯含量（瓦斯压力）法
按照《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006），要求突出煤层开采前，预抽钻孔控制范围内的煤层瓦斯含量必须降到始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下，若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。
⑵ 工作面瓦斯抽排率
工作面瓦斯抽排率由下式计算：
＝PCQPQCQ0100%
式中 ——工作面平均瓦斯抽排率，%；
P——巷道掘进过程工作面平均瓦斯自然排放率，%； C——工作面平均瓦斯预抽率，%；
QP——工作面巷道掘进（含预抽钻孔施工）过程瓦斯自然排放量，m3； QCQ0——工作面预抽瓦斯量，m3； ——工作面瓦斯储量，m3。
《煤矿安全规程》第190条规定，“预抽煤层瓦斯后，必须对预抽瓦斯防治突出效果进行检验，其有效性指标应根据矿井实测资料确定。如无实测数据，可依据下列指标之一
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确定：‘„„（二）煤层瓦斯预抽率大于30%„„’”；《煤矿瓦斯抽采基本指标》也有类似规定。
4.2 消突评价现场实施情况 4.2.1 残余瓦斯含量测定
根据以上《实施方案》制定计划，结合现场具体情况，在实际施工测点钻孔参数时，钻孔测点分布图见图4-2所示，具体参数见表4-1。 4.2.1 残余瓦斯压力测定
按照《实施方案》计划布置测点要求，现场利用两个预抽钻孔外接压力表进行残余瓦斯压力直接测定，测试地点见图4-2所示，具体参数见表4-1。 4.3 消突措施效果评价参数测定及实验参数 4.3.1 煤层残余瓦斯含量测定
煤层瓦斯含量是单位重量的煤体中所含有的换算为标准状态时的瓦斯体积量，常用m3/t或ml/g作为计量单位。瓦斯含量测定方法为井下钻屑解吸法，其主要原理是：井下采集煤样，实测煤样瓦斯解吸量，根据煤样瓦斯解吸规律推算取样过程煤样的损失瓦斯量，然后在实验室测定煤样的残余瓦斯量，最后根据煤样的取样损失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、残余瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。
4.3.1.1 解吸瓦斯量
瓦斯解吸量V0的测定，测定步骤如下：
⑴ 在工作面施工钻孔，当钻孔钻至预定煤层取样地点时开始计时，利用压风钻进排粉，在钻孔孔口用煤样罐收集煤屑，至煤样罐收集满煤屑开始解吸所用时间记为t1；
⑵ 将煤样罐与FHJ-5型瓦斯解吸速度测定仪（图4-3）连接。记录煤样装罐后开始解吸测定所用的时间t2，测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量Vi，瓦斯解吸量的测定一般2个小时左右；
⑶ 现场解吸完成后，拔出针头，将煤样罐拧紧不漏气，然后，送实验室进行再次解吸和脱气。
本次评价现场测定，共解吸瓦斯数据42组，现场解吸瓦斯结果详见表4-2，计算结果见表4-3解吸量(m3/t·r)表格栏中所示数据。现场解吸瓦斯结束后，将现场解吸瓦斯量相对较大且具有代表性的6孔、13孔、14孔、15孔不同孔深共5组煤样送实验室进行残存瓦斯含量和可燃质质量的测定。
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表4-1 11201采面12号煤层消突评价钻孔实际施工参数表
钻孔编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 测试 煤层 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 钻孔参数 开孔位置 方位(°) 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 28 208 208 208 倾角(°) -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 -22 +22 +22 +22 钻孔长度(m) 102 104 106 104 104 104 104 105 105 108 108 110 110 109 108 108 108 109 108 110 110 79 78 备 注 11201运输巷距工作面25m 1201运输巷距工作面50m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面100m 1201运输巷距工作面125m 1201运输巷距工作面150m 1201运输巷距工作面175m 1201运输巷距工作面200m 1201运输巷距工作面225m 1201运输巷距工作面250m 1201运输巷距工作面275m 1201运输巷距工作面300m 1201运输巷距工作面325m 1201运输巷距工作面350m 1201运输巷距工作面375m 1201运输巷距工作面400m 1201运输巷距工作面75m 1201运输巷距工作面425m 1201运输巷距工作面450m 1201运输巷距工作面475m 11201回风巷距工作面25m 1201回风巷距工作面50m 1201回风巷距工作面75m 设计测试煤层残余瓦斯含量钻孔 79 第 31 页
25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 12 1201回风巷距工作面100m 1201回风巷距工作面125m 1201回风巷距工作面150m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面175m 1201回风巷距工作面200m 1201回风巷距工作面225m 1201回风巷距工作面250m 1201回风巷距工作面275m 1201回风巷距工作面300m 1201回风巷距工作面325m 1201回风巷距工作面350m 1201回风巷距工作面375m 1201回风巷距工作面400m 1201回风巷距工作面425m 1201回风巷距工作面475m 1201回风巷距工作面500m 1201回风巷距工作面525m 11201运输巷距工作面150m 11201运输巷距工作面369m
208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 208 28 28 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 +22 -22 -22 79 79 79 79 77 75 70 58 58 56 56 56 56 56 57 59 60 60 105 测压钻孔 108
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表4-2 现场实测瓦斯解吸量数据结果表
编号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 孔号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 9-14 9-14 9-15 9-15 9-16 9-17 9-18 测试具体位置 11201运输巷距工作面25m 11201运输巷距工作面50m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面100m 11201运输巷距工作面125m 11201运输巷距工作面150m 11201运输巷距工作面175m 11201运输巷距工作面200m 11201运输巷距工作面225m 11201运输巷距工作面250m 11201运输巷距工作面275m 11201运输巷距工作面300m 11201运输巷距工作面325m 11201运输巷距工作面350m 11201运输巷距工作面375m 11201运输巷距工作面400m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面425m 1201运输巷距工作面450m 1201运输巷距工作面450m 11201回风巷距工作面25m 1201回风巷距工作面50m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面100m 1201回风巷距工作面125m 1201回风巷距工作面150m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面175m 第 33 页
解吸时间（min） 30 30 30 30 30 30 30 30 40 30 40 30 30 30 30 30 30 30 30 40 40 60 60 40 50 30 30 30 40 解吸瓦斯量（ml） 64 70 32 20 18 64 38 26 66 30 80 86 68 74 32 66 16 14 14 88 96 56 210 114 206 36 24 22 88 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 1201回风巷距工作面200m 1201回风巷距工作面225m 1201回风巷距工作面250m 1201回风巷距工作面275m 11201回风巷距工作面300m 11201回风巷距工作面325m 11201回风巷距工作面350m 11201回风巷距工作面375m 11201回风巷距工作面400m 11201回风巷距工作面425m 11201回风巷距工作面475m 11201回风巷距工作面500m 11201回风巷距工作面525m 40 60 60 40 50 30 30 30 40 40 30 30 30 96 56 60 56 36 36 24 22 12 22 18 18 20
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2726252423222829303132424140393837363534333m433m4412876453910151419161311171821201225m图4-2 三鑫煤矿11201工作面消突评价参数测试钻孔布置示意图
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软管
吊环针头刻度
图4-3 瓦斯解析仪及煤样密封罐
排水口量筒煤样罐底座4.3.1.2 损失量计算
瓦斯损失量Vi的计算，计算之前要首先将瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数按下式换算成标准状态下的体积Voi：
273.2(p09.81hwps)ViV0i 1.013105(273tw)
式中： V0i——换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；
Vi——不同时间解吸瓦斯测定值，ml； Po——大气压力，Pa； hw——量管内水柱高度，mm； Ps——hw下饱和水蒸汽压力，Pa； tw——量管内水温，℃。
采用图解法计算瓦斯损失量。煤样解吸测定前的暴露时间为t0，t0=t1+t2；不同时间t下测定的V0i值所对应的煤样实际解吸时间为t0+t；用绘图软件绘制全部测点[(t0+t)0.5，V0i]曲线图，将测点的直线关系段延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标轴上的截距即为瓦斯损失量。
本次评价，根据现场实际测得的瓦斯解吸量数据，绘制其瓦斯解吸规律曲线如图4-4～4-31。根据实验室测定的解吸煤样的可燃质质量[表4-3煤样可燃质重量(g)表格栏中所示结果]，
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其计算损失量结果详见表4-3[损失量(m3/t·r)表格栏中所示结果]。
图4-4 1孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-5 1孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-6 2孔深34m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-7 3孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-8 3孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-9 3孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图
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图4-10 4孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-11 5孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-12 5孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-13 6孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-14 6孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-15 7孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-16 8孔深66m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-17 9孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图
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图4-18 10孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-19 11孔深54m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-20 12孔深50m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-21 12孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-22 12孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-23 13孔深72m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-24 13孔深100m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-25 14孔深30m处瓦斯解吸规律曲线图
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图4-26 14孔深70m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-27 15孔深60m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-28 15孔深73m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-29 16孔深85m处瓦斯解吸规律曲线图
图4-30 17孔深80m处瓦斯解吸规律曲线图 图4-31 18孔深63m处瓦斯解吸规律曲线图
4.3.1.3 残存瓦斯含量
经过瓦斯解吸测定后，煤样在密封状态下送实验室进行加热（95℃恒温）真空脱气，即煤样粉碎前的第一次脱气。脱气完成后将煤样粉碎，再一次进行脱气。根据两次脱出气体量和瓦斯组分，求出煤样粉碎前后脱气的瓦斯量，即残存瓦斯量V2。
本次评价，根据现场解吸瓦斯量共28组数据中取最大的5组数据（6孔、13孔、9-14孔、15孔不同孔深处共5组煤样）送实验室进行残存瓦斯含量测定，煤样残存瓦斯含量测定结果详见表4-4。
4.3.1.4 残余瓦斯含量测定结果
根据煤样解吸瓦斯量、损失瓦斯量和残存瓦斯量，按煤中可燃质重量计算煤样的瓦斯含量[表4-4残余瓦斯含量(m3/t·r)表格栏所示结果]：
X=（V0+V1+V2）/G0
式中： Vo——煤样瓦斯解吸量，ml；
V1——煤样瓦斯损失量，ml； V2——煤样瓦斯残存量，ml； G0——煤样可燃质重量，g；
X ——煤样可燃质瓦斯含量，ml/g·r。
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将可燃质瓦斯含计算成原煤瓦斯含量可按下式计算：
X0X100AadMad
100X0 ——原煤瓦斯含量，ml/g； Aad——原煤水分，%； Mad——原煤灰分，%。
贵州省矿山安全科学研究院项目组研究人员利用井下钻屑解吸法对11201回采工作面残余瓦斯含量进行了测定，测点分布按照上述要求划分不同地质单元布置，见图4-2。现场实测28个残余瓦斯含量数据，其测定结果见表4-4[残余瓦斯含量(m3/t)表格栏所示结果]。
表4-3 11201采面残余瓦斯含量现场实测、实验室测定数据及计算结果
序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 测试地点 煤样可燃质重量(g) 143.05 131.70 135.49 152.14 147.60 151.38 133.97 141.54 155.92 152.89 129.43 137.76 139.27 160.46 128.67 158.95 150.62 143.05 159.71 146.08 144.57 138.51 164.25 148.58 150.20 140.03 解吸(m/t·r) 3损失量3(m/t·r） 0.29 0.19 0.11 0.07 0.03 0.20 0.18 0.08 0.22 0.10 0.28 0.15 0.24 0.16 0.16 0.20 0.09 0.08 0.06 0.26 0.28 0.17 0.70 0.17 0.81 0.15 备 注 11201运输巷距工作面25m 11201运输巷距工作面50m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面100m 11201运输巷距工作面125m 11201运输巷距工作面150m 11201运输巷距工作面175m 11201运输巷距工作面200m 11201运输巷距工作面225m 11201运输巷距工作面250m 11201运输巷距工作面275m 11201运输巷距工作面300m 11201运输巷距工作面325m 11201运输巷距工作面350m 11201运输巷距工作面375m 11201运输巷距工作面400m 11201运输巷距工作面75m 11201运输巷距工作面425m 1201运输巷距工作面450m 1201运输巷距工作面450m 11201回风巷距工作面25m 1201回风巷距工作面50m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面100m 1201回风巷距工作面125m 0.45 0.53 0.24 0.13 0.12 0.42 0.28 0.18 0.42 0.20 0.62 0.62 0.49 0.46 0.25 0.42 0.11 0.10 0.09 0.60 0.66 0.40 1.28 0.77 1.37 0.26 其中：序号11、21、23、24、25煤样罐送实验室进行残存瓦斯含量测定 第 41 页
27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 1201回风巷距工作面150m 1201回风巷距工作面75m 1201回风巷距工作面175m 1201回风巷距工作面200m 1201回风巷距工作面225m 1201回风巷距工作面250m 1201回风巷距工作面275m 11201回风巷距工作面300m 11201回风巷距工作面325m 11201回风巷距工作面350m 11201回风巷距工作面375m 11201回风巷距工作面400m 11201回风巷距工作面425m 11201回风巷距工作面475m 11201回风巷距工作面500m 11201回风巷距工作面525m 149.11 164.25 152.89 129.43 137.76 139.27 160.46 128.67 158.95 150.62 143.05 159.71 146.08 144.57 138.51 164.25 0.16 0.13 0.20 0.62 0.62 0.49 0.46 0.25 0.42 0.11 0.10 0.09 0.60 0.66 0.40 1.28 0.09 0.07 0.10 0.28 0.15 0.24 0.16 0.16 0.20 0.09 0.08 0.06 0.26 0.28 0.17 0.70 表4-4 实验室测定残余瓦斯含量结果表 序号 1 2 3 4 5 测试地点 煤样可燃质重量(g) 129.43 144.57 164.25 148.58 150.20 解吸量 损失量 残存量 333(m/t·r) (m/t·r） (m/t·r) 0.62 0.66 1.28 0.77 1.37 0.28 0.28 0.70 0.17 0.81 8.11 7.26 6.39 7.06 6.99 残余瓦斯含量3(m/t·r) 9.00 8.20 8.37 8.01 9.16 残余瓦斯含量3(m/t) 6.82 6.21 6.33 6.33 6.40 11201回风巷距工作面400m孔深70m 11201回风巷距工作面425m孔深70m 11201回风巷距工作面475m孔深100m 11201回风巷距工作面500m孔深70m 11201回风巷距工作面525m孔深60m 4.3.2 煤的瓦斯吸附常数测定
煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标，也是间接法测定煤层原始瓦斯含量必不可少的重要参数。煤的瓦斯吸附常数只能在实验室测定，测定步骤如下：
⑴ 从井下采集新鲜煤样，粉碎后取0.2～0.25mm粒度的试样300～400g装入密封罐中；
⑵ 在恒温60℃高真空（10-2～10-3mmHg）条件下脱气2天左右；
⑶ 在30℃恒温和0.1～5.0MPa压力条件下，进行不同瓦斯压力下的吸附平衡，并测定各种瓦斯平衡压力下的吸附瓦斯量；
⑷ 根据不同平衡瓦斯压力下的吸附瓦斯量（一般不少于6个点），按郎格缪尔方程
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W=abP/(1+bP)回归计算出煤对瓦斯吸附常数a和b值。
利用以上方法，对11201回风巷、运输巷采取的12号煤层煤样进行了瓦斯吸附常数测定，测定结果见表4-5。
表4-5 煤的瓦斯吸附常数测定结果
吸 附 常 数 煤样采集地点 a（m/t） 11201回风巷距工作面425m孔深70m 11201回风巷距工作面455m孔深70m 33.624 36.366 3b(MPa) 1.895 1.474 -14.3.3 残余瓦斯压力测定
㈠ 直接法测定
现场实际操作中，按照图4-2测压点布置位置，借助2个预抽孔进行残余瓦斯压力直接测定，但因周边钻孔预抽、煤层赋存、封孔效果等多方面原因影响，实测压力值均为0。
㈡ 间接法测定
根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006），在已知瓦斯含量的情况下，可运用下式计算瓦斯压力：
XabP100AadMad110KP×× 1bP10010.31Mad式中 X——煤层瓦斯含量，m3/t；
a——吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t； b——吸附常数，MPa-1； P——煤层绝对瓦斯压力，MPa； Aad——煤的灰分，%； Mad——煤的水分，%； K——煤的孔隙率，m3/m3；
——煤的视密度，t/m3。
根据以上公式，此次残余瓦斯压力值利用瓦斯含量进行反演计算。根据测定的煤层瓦斯含量值，反演获得的煤层瓦斯压力见表4-7。 4.3.4 工作面瓦斯抽排效果检验
目前，11201工作面正在准备回采，截止到2009年11月15日，累计推进长度已达到
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18.4m。为了检验工作面瓦斯抽排效果，项目研究期间拟通过11201采面消突期间所预抽的瓦斯总量和巷道排放瓦斯总量进行瓦斯抽排率进行检验。
巷道掘进过程中，煤层中的瓦斯会在瓦斯压力梯度作用下不断地通过巷道暴露煤壁面向巷道涌出瓦斯，随着瓦斯涌出时间的增长和瓦斯涌出总量的加大，回采工作面靠巷道一侧一定范围内的煤层瓦斯突出危险性会逐渐减小。由于巷道两侧的煤体会同时涌出瓦斯，因此，在考虑巷道瓦斯涌出对降低回采工作面煤层瓦斯突出危险程度的影响时，11201运输、回风两顺槽的巷道有效预排瓦斯带宽度值参考表4-6取13m。
11201工作面走向长850m，倾向长160m，煤层计算厚度为3.2m，12号煤层测定原始瓦斯含量最大值为17.006 m/t，容重为1.43 t/m，11201运输巷、回风巷的巷道宽度都为3.8m。11201采面自2007年10月连管进行抽采截止到2009年10月份，累计抽采524.114万m3，累计风排瓦斯量242.737万m3。因此，11201工作面瓦斯抽排率计算为：
＝PCQPQCQ0100%
3
3
=(524.114+242.737)×10000÷[850×(160+26+7.6)×3.2×1.43×17.006]×100% =59.89%
表4-6 不同煤种不同时间巷道预排瓦斯带宽度值 排放带宽度 h/m 煤壁暴露时间 T/d 无烟煤 25 50 100 150 200 250 300 6.5 7.4 9.0 10.5 11.0 12.0 13.0 瘦煤及焦煤 9.0 10.5 12.4 14.2 15.4 16.9 18.0 肥煤、气煤及长焰煤 11.5 13.0 16.0 18.0 19.7 21.0 23.0 4.4 消突效果评价分析
4.4.1 残余瓦斯含量、残余瓦斯压力法
表4-7 残余瓦斯含量（瓦斯压力）法评价结果
序号 测试地点 残余瓦斯含量 3(m/t) 6.82 残余瓦斯压力(MPa) 0.58 评价结论 低于《煤矿瓦斯抽11 11201回风巷距工作面125m孔深70m 第 44 页
21 11201回风巷距工作面175m孔深70m 23 11201回风巷距工作面225m孔深70m 24 11201回风巷距工作面325m孔深70m 25 11201回风巷距工作面425m孔深70m 6.21 6.33 6.33 6.40 0.48 0.50 0.28 0.51 采基本指标》、《防治煤与瓦斯突出规定》限定值 表4-7为采用残余瓦斯含量、残余瓦斯压力法得到的11201回采工作面局域性消突措施效果评价结果。其中：表4-7为现场解吸瓦斯量最大的5组罐样送实验室测定的准确数据进行残余瓦斯含量计算值；残余瓦斯压力值是根据瓦斯含量测值，通过实验室测定的一些瓦斯基本参数，按照朗格缪尔公式反演计算得出的。
由表4-7可以得出如下结论：
经过较长时间的瓦斯抽采后，11201回采工作面回采区域内预抽时间最短和预抽钻孔密度相对较小地点的煤层残余瓦斯含量降低到6.21～6.82 m3/t，低于《煤矿瓦斯抽采基本指标》的限定值8.0 m3/t；残余瓦斯压力降低到0.28～0.58 MPa，远低于《煤矿瓦斯抽采基本指标》的限定值0.74MPa，满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》以及《防治煤与瓦斯突出规定》要求。
综上所述，在采取了本煤层瓦斯预抽措施和经过长时间的排放后，11201回采工作面已经消除了煤与瓦斯突出的危险性，满足相关规定及指标要求。 4.4.2 工作面瓦斯抽排率结果
根据以上计算得知，11201工作面瓦斯抽排率为59.89%，远远大于《煤矿安全规程》中规定的预抽率达到30%的要求；也高于《煤矿瓦斯抽采基本指标》中的规定的工作面抽采率≥30%的要求（11201采面回采期间工作面瓦斯涌出量17. 6 m3/min）。
另外，根据11201工作面瓦斯抽排量及原始煤层瓦斯含量计算残余吨煤瓦斯含量为[850×(160+26+7.6)×3.2×1.43×17. 6－(524.114+242.737)×10000]÷[850×(160+26+7.6)×3.2×1.43]=6.82 m3/t，计算结果也低于《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》要求煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下的规定。因此，三鑫煤矿11201采面所采取的防突措施有效，预抽效果达标，回采范围内的煤体不具有突出危险性。 4.5 结论
⑴ 利用井下钻屑解吸法测定了11201回采工作面回采区域的残余瓦斯含量，并反演了煤层残余瓦斯压力；统计分析了11201运输顺槽、回风顺槽和切眼掘进期间排放瓦斯总量、11201采面钻孔预抽瓦斯量，计算了11201回采工作面抽排率。测定结果表明：11201
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回采工作面回采区域的煤层残余瓦斯含量降低到6.21～6.82 m3/t，残余瓦斯压力降低到0.28～0.58 MPa，11201回采工作面抽排率为59.89%；均低于煤矿瓦斯抽采基本条件限定值，满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》、《防治煤与瓦斯突出规定》要求。
⑵ 采用残余瓦斯含量（瓦斯压力）法并辅以工作面抽排率指标法分别对11201回采工作面进行了评价，评价结论表明：在采取了本煤层瓦斯预抽措施和经过长时间的排放后，11201回采工作面回采区域内的煤体已经消除了煤与瓦斯突出的危险性。
⑶11202掘进工作面距离过短，仅一组参数，测定结果表明：11202掘进工作面掘进区域的煤层残余瓦斯含量降低到6.11～6.81 m3/t，残余瓦斯压力降低到0.31～0.68 MPa，11202掘进工作面抽排率为40.1%；均低于煤矿瓦斯抽采基本条件限定值，满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》、《防治煤与瓦斯突出规定》要求。
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5 建议
⑴ 根据《防治煤与瓦斯突出规定》第5条和第57条规定，11201工作面回采前，必须连续进行至少2次区域验证；在回采过程中，工作面每推进10～50m至少进行2次区域验证；在构造破坏带连续进行区域验证。
⑵ 统计资料表明：实施本煤层瓦斯预抽后，11201回采工作面顺槽掘进期间为采取消突措施时，出现过较多预测指标超限情况，虽然采取本煤层预抽钻孔消突措施后，预测指标超标率得以大幅度下降，但三鑫煤矿并没有提供具体数据证明，因此，11201回采工作面在开采过程中，必须按照《煤矿安全规程》的要求，采取安全防护措施，并每隔30～50m对工作面进行一次突出危险性预测，然后根据预测结果采取相应的技术措施和管理措施。
⑶在回采过程中，当遇到以下情况时：
① 断层、褶曲、煤厚急剧变化（煤厚由薄变厚或由厚变薄）等地质构造带； ② 瓦斯涌出异常、温度异常及地应力异常带；
必须连续观察与测试工作，并采取必要的防突措施及安全防护措施，以确保安全生产。
⑷11202掘进工作面距离过短，仅一组参数，建议每隔30～50m对工作面进行一次突出危险性预测，然后根据预测结果采取相应的技术措施和管理措施。
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参考文献
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