某矿煤与瓦斯突出危险性评估报告(共35页).doc

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1、精选优质文档-倾情为你奉上XX煤矿XX煤层煤与瓦斯突出危险性评估报告书XXXXXXX有限公司二一四年二月目 录附件：1、委托书2、2012年瓦斯等级鉴定批复文件3、瓦斯含量测定记录表附图：1、采掘工程平面图2、XX煤层瓦斯含量检验钻孔布置成果图专心-专注-专业前 言XX煤矿位于六盘水市钟山区大河镇，设计规模15万吨/年，于2011年取得安全生产许可证。目前，矿已基本完成井田内C605、C409等煤层的回采。正布置工作面，鉴于工作面由于周边煤层已部分开采或揭露，已不具备煤与瓦斯突出危险性鉴定的条件。但是，为提前掌握工作面所处煤层XX的突出危险性，应煤矿委托，由XXXXXXX有限公司组织有关工程技

2、术人员对XX煤矿XX煤层煤与瓦斯突出危险性进行评估，特编制本报告。第一章 矿井概况第一节 地理概况一、矿井所在地理位置及交通情况矿区位于六盘水市钟山区大河镇，地理坐标为：东经10449281044945，北纬264007264232。有汪水公路从矿区外南侧约150m处经过，距裕民火车站4公里，交通十分方便。详见图111。XX煤矿图111 XX煤矿交通位置图二、地形地貌矿区地形呈近东西走向排列，矿区属侵蚀剥蚀地貌，其地貌景观受地层岩性和地质构造控制比较明显，地势北低南高，海拨高程2372.81652m，相对高差720.8m，属高原山地地貌。三、水系及主要河流乌江上游以乃河从矿井外北侧最近处约8m

3、处通过，河流标高1653m，矿山开采最低标高为1400m，河流标高高于煤层最低开采标高253m。矿区内无大型河流及水库等大的水体，但井田内有季节性小溪沟，降雨时，水沿山坡流向小溪沟，通过小溪沟排入以乃河。溪沟水流量变化幅度大，流量变化受大气降雨的控制。四、气象矿区气候属北亚温带高原气候，每年67月为雨季，降雨量约占全年降雨量的60%，59月天气较热(月平均气温22.826)，11月中旬开始降雪，至次年4月为霜冻期，最低气温在零下10以下。五、地震根据中国地震力参数区划图（GB183062001）, 地震力峰值加速度为0.5g，频率周期0.35s，属区域地壳稳定区，未发现新构造活动现象，区域稳定

4、性好。按照建筑抗震设计规范（GB500112001），区内地震烈度为VI度。六、环境状况区内山峦起伏，少有平地。区内及其附近居民多为汉族，杂居彝族、苗族。居民多从事农业生产，农作物以玉米、马铃薯为主，另种植有少量水稻、小麦，粮食基本能自给。除此居民尚从事以鸡、猪、牛、马为主导的养殖业。第二节 地质构造、煤层及煤质一、地层矿区出露地层有上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3）、上二叠统宣威组（P2xn）、下三叠统飞仙关组（T1f）、下三叠统永宁镇组（T1yn）及第四系（Q）。现按地层由老至新的层序描述如下：上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3）：黑色或绿色具杏仁状构造的晶质玄武岩，致密坚硬，节理发育，中间夹有紫色

5、、黄色或白灰色的凝灰岩，偶夹有含植物化石的黑色泥岩、炭质页岩和煤线。顶部为紫红色或黄白色层状凝灰岩，颗粒极细，成分不易辩认。本组厚220-260m。该地层分布在矿区外的南部地带。上二叠统宣威组（P2xn）：本组为主要的含煤地层，总厚度200-260m，平均240m。按岩性、聚煤情况和动植物化石的分布，可分为下、中、上三段。分布在矿区南部。下段（P2xn1）： 平均厚度110m。多为不厚的砂岩、砂质泥岩、粘土岩组成。近底部夹有6-23m厚的二次喷发玄武岩。本组只有一层可采煤层（C101b）。产植物化石多而完整，主要有大羽羊齿。中段（P2xn2）： 平均厚度50m。主要由灰色粘土质砂岩、深灰色泥岩

6、和富含鲕状菱铁质结核的粘土岩组成。含煤6-8层，可采和局部可采煤层2层，煤层编号为XX、C409。砂岩中产植物化石，主要有大羽羊齿。上段（P2xn3）： 平均厚度80m。主要由黑灰色钙质粉砂岩、泥岩、灰色细砂岩和褐灰色粘土岩组成。这些岩石作有规律更迭，粒度韵律十分明显，在泥岩和粉砂岩中夹有薄层泥灰岩，生物碎屑灰岩等。含煤十余层，可采煤层及局部可采煤层4层，煤层编号分别为C504、C601、C603、C605，煤层顶板产大量动物化石，主要为腕足类、菊石等，在薄层泥灰岩和生物碎屑灰岩中产莛科化石，砂岩中还产植物化石。三叠系下统飞仙关组（T1f）： 本组以细砂岩、粉砂岩为主。总厚度440-550m。

7、一般可分为三段，其下段为灰绿色、紫色细粉砂岩和砂岩组成，最底部（C605煤层顶板）为浅灰色和蓝灰色薄层灰岩、泥灰岩及泥质粉砂岩组成，俗称卡以头层。中部为紫色、紫灰色夹黄绿色中厚层状的细砂岩、粉砂岩及泥岩组成，以细砂岩为主。上部为紫色、暗灰色紫色细砂岩、粉砂岩组成，以强细砂为主，常夹透镜状灰岩。分布在矿区中部及北部。下三叠统永宁镇组（T1yn）：厚层、中厚层状灰岩与砂岩泥岩呈不等厚互层。总厚160-290m。本组是煤系顶部的主要含水层。分布在矿区外北部。第四系（Q）：浮土、粘土、砂质粘土，表层为腐植层，厚015m。分布在平缓及低洼地带。二、构造本矿井位于大河边向斜中部，汪家寨井田南部边缘。矿区内

8、构造简单，无影响开采的断层。地层走向东西，倾向北，倾角37-40度，平均38度。三、煤层地质特征上二叠统宣威组（P2xn），是以陆相和海陆交互相为主的含煤建造，沉积的物质主要由碎屑岩及煤组成，平均厚为240m，含煤28-29层，矿区内含可采或局部可采煤层7层，即C605 、C603、C601、C504、C409、XX、C101b，现将各可采或局部可采煤层地质特征自上而下叙述如下：1、C605煤层：上距下三叠统飞仙关组2025m ,22m左右，煤层厚0.89-1.44m,平均1.17m，顶板岩性为浅灰色、兰灰色生物碎屑灰岩，致密坚硬，底板多为粘土岩或泥岩。黑色,以暗淡型和半暗型为主，夹少量半亮型

9、，条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性较坚硬，内生裂隙发育；阶梯状或绫角状断口、条带状结构，由暗煤、亮煤、少量丝炭及镜煤组成。煤层上部含两层0.02-0.03米厚的黑褐色高岑岩夹矸，下部常含两层断续分布的黄铁矿凸镜体。属较稳定煤层。2、C603煤层：上距C605煤层1015m，平均12m，煤层厚1.07-1.07m,平均1.07m，顶板岩性为灰深灰色泥岩，底板岩性为黑色粘土岩。黑色,以暗淡型和半暗型为主，夹少量半亮型，条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性较坚硬，裂隙发育；断口参差不齐。条状、片状结构，由暗煤、亮煤、少量丝炭及镜煤组成。煤层上部含两层0.02-0.03米厚的黑褐色高岑岩夹矸，

10、下部常含两层断续分布的黄铁矿凸镜体。属较稳定煤层。3、C601煤层：上距C603煤层2025m，平均23m，煤层厚1.12-2.36m,平均1.74m，顶板岩性为灰黑色泥岩及粉砂岩，底板岩性为黑色粘土岩。黑色,以暗淡型和半暗型为主，夹少量半亮型，条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性较坚硬，内生裂隙发育；阶梯状或绫角状断口、条带状结构，由暗煤、亮煤、少量丝炭及镜煤组成。煤层上部含两层0.02-0.03m厚的黑褐色高岑岩夹矸，下部常含1-2层断续分布的黄铁矿结核，煤层有时分叉，其间夹矸由粘土岩逐渐变为粉砂岩以致变为细砂岩或中粗粒砂岩。属较稳定煤层。4、C504煤层：上距C601煤层510m，平均

11、7m，煤层厚0.79-1.45m,平均1.12m，顶板岩性为灰黑色泥岩及粉砂岩，底板岩性为灰色粘土岩。黑色,以暗淡型和半暗型为主，夹少量半亮型，条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性较坚硬，内生裂隙发育；阶梯状或绫角状断口、条状、片状、层状结构，由暗煤为主；次为亮煤，少量镜煤，煤层中部含一层厚0.2-0.25m的高灰分劣质，下部为一层厚0.03-0.25m的粘土岩夹矸或软煤，上部普通含有少量黄铁矿小凸镜体及颗粒。本范围内较薄最大1.45m，最小0.79m，平均1.12m，属不稳定煤层。5、C409煤层：上距C504煤层4550m，平均47m，煤层厚8.31-10.90m,平均9.29m，顶板岩

12、性为深灰色泥岩，含似层状菱铁矿质结核；底板岩性为灰色粘土岩。黑色，暗淡型夹部分半量型，少量暗淡型。条痕黑褐色，油脂光泽-弱玻璃光泽，岩性软松-坚硬。内生裂隙不甚发育-较发育，断口不平坦-参差不齐。粒状及条带状、厚层状结构。以暗煤、亮煤为主、少量镜煤，下部含丝炭较多。顶部含有较多黄铁矿小凸镜体及颗粒，底部含两层棕色高岑岩夹矸，厚0.030.04m。其中第二层粘土岩夹矸距煤层顶板1.802.40m，往往是煤层分叉位置，分叉后间距可达1020m，其间岩性由粘土岩变化到细砂岩或中粒砂岩，而且这种变化在100200m之间发生。属较稳定煤层。6、XX煤层：上距C409煤层36m，平均4m，煤层厚2.343

13、.36m,平均2.84m，顶板岩性为黄绿色砂质页岩、粉砂岩；底板岩性为灰色粘土岩。黑色,半暗型，部分暗淡型。条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性坚硬。内生裂隙发育，菱角状断口，条带及片状、薄层状结构。以暗煤、亮煤为主、少量丝炭及镜煤组成。煤层常夹1-2层粘土岩矸。煤层往往有分叉、变薄及尖灭现象。属较稳定煤层。7、C101b煤层：上距XX煤层3447m，平均42m，煤层厚0.99m,顶板岩性为泥岩，底板岩性为粘土岩。黑色,半暗型，部分暗淡型。条痕黑褐色，光泽暗淡或弱玻璃光泽，岩性坚硬。内生裂隙发育，菱角状断口，条带及片状、薄层状结构。以暗煤、亮煤为主、少量丝炭及镜煤组成。煤层常夹12层粘土岩矸

14、。煤层往往有分叉、变薄及尖灭现象。属不稳定煤层。以上各煤层特征详见下表。可采煤层特征表 顺序区域组煤层名称煤层厚度(m)层间距（m）煤层夹矸（m）稳定性可采程度煤种顶底板岩性最小最大平均最大最小平均顶板底板飞仙关组20251宣威组上段C6050.891.441.17220.040.08较稳定可采QM灰岩粘土岩泥岩10152C603b1.071.071.07120.020.04较稳定可采QM泥岩粉砂岩粘土岩20253C6011.122.361.74230.020.08较稳定可采QM泥岩粉砂岩页岩粘土岩5104C5040.791.451.1270.030.25不稳定局部可采QM泥岩粉砂岩粘土岩45

15、505宣威组中段C4098.3110.909.29470.200.29较稳定可采QM泥岩粘土岩366XX 2.343.362.8440.100.40较稳定可采QM页岩粉砂岩页岩粘土岩1301407宣威组下段C101b0.990.990.991350.010.08不稳定局部可采QM、FM砂岩页岩粘土岩四、煤种、煤质及用途经样品化验分析表明:矿区内C605 、C603、C601、C504、C409、XX、C101b煤层根据中国煤炭分类国家标准（GB/T152242004），煤类均为烟煤（Y），其工业用途为用于治金、铸造工业，也可用来生产合成氨及其它化工原料。C605煤层：灰份23.55%，挥发份4

16、1.92%，硫份1.30%，发热量26.2 MJ/kg，属低硫中灰高热值烟煤，多为民用煤。C603煤层：灰份18.5028.70%，挥发份36.9338.47.%，含硫2.012.14%，发热量23.9026.20 MJ/kg，属中硫中灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。C601煤层：灰份17.39%，挥发份38.22%，含硫1.23%，发热量24.70MJ/kg，属低硫中灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。C504煤层：灰份24.62%，挥发份36.26%，含硫2.15%，发热量24.5MJ/kg，属中硫中灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。C409煤层：灰份13.8018.50%，挥

17、发份36.0142.66%，含硫0.780.82%，发热量30.0030.20MJ/kg，属特低硫低中灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。XX煤层：灰份17.5119.47%，挥发份34.9935.88%，含硫0.160.19%，发热量27.527.8MJ/kg，属特低硫中灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。C101b煤层：灰份13.23%，挥发份34.53%，含硫0.16%，发热量26.7MJ/kg，属特低硫低灰高热值烟煤，可作治金、铸造工业用煤。各煤层煤质特征详见下表：煤质特征表工程编号序号煤层编号样长(真厚)(m)化验分析成果备注灰份(Ad)%挥发份(Vdaf)%硫份(Std)%发热

18、量(Qnet.d)MJ/kgCK151C6050.8923.5541.921.3026.22C6031.0728.7036.932.1423.93C6012.3617.3938.221.2324.74C5040.7924.6236.262.1524.55C4099.4213.8042.660.7830.26XX2.3217.5134.990.1627.87C101b0.9913.2334.530.1626.7CK168C6031.0726.6138.472.0126.29C40910.918.5036.010.8230.010XX3.3619.4735.880.1927.5第三节 水文地质条件

19、一、含水层基岩裂隙含水岩组：由宣威组及飞仙关组的砂岩、灰岩、泥灰岩等组成，含浅部风化裂隙水，有泉水点出露，愈往深部含水性愈微弱。井下煤层巷道中，顶板常见淋水现象。松散岩类孔隙水：主要为第四系坡积物、残坡积物等组成，厚度一般0-15m，透水性强，含水性中等，主要受大气降水的控制。二、隔水层主要是含煤岩组及上覆地层中的页岩和粘土岩。三、地表水乌江上游以乃河离矿井最近边界外北侧约8m处通过，地表水体对矿山采煤活动基本无影响。四、地下水主要为煤系地层含水，从煤系地层自身来分析，以弱裂隙承压水为主，除被第四系含水层覆盖有一定的补给关系外，与上伏或下伏较强含水层（永宁镇组灰岩）之间有厚约500m的飞仙关砂

20、泥岩和厚200多米的峨眉山玄武岩隔开，一般情况下无水力联系，但是由于采动塌陷裂隙的影响，煤系上覆隔水层条件发生变化，其采动塌陷裂隙成为上覆含水层中地下水溃入矿井的良好通道。更主要的是大气降水也可以通过地表的采动塌陷裂隙渗入矿井，使矿井涌水量骤然上升。五、矿坑充水条件分析矿坑充水水源有3种，其中大气降水（地表水）、老窑积水是矿井充水的主要因素，次为地下水。地表水：地表水补给来源为大气降雨，地表水通过岩土体孔隙、裂隙渗透到地下，对矿井开采有一定影响。老窑积水：矿区附近有老窑分布，由于老窑垮塌且无泄水通道，贮有大量积水，直接或间接地增大矿井涌水量，另外个别老窑井巷较深，开采年限较长，采空区较乱，老窑

21、积水较多，矿山开采时，对老窑了解不够，探水困难，易引发井下突水事故，因此老窑积水对矿区威胁较大地下水：地下水是矿坑的直接充水水源。当矿山主井揭露或通过含水层时，地下水就会立即涌入矿坑。同时由于采动塌陷裂隙的影响，煤系上覆隔水层条件发生变化，其采动塌陷裂隙成为上覆含水层中地下水溃入矿井的良好通道。更主要的是大气降水也可以通过地表的采动塌陷裂隙渗入矿井，使矿井涌水量骤然上升。根据以上情况分析，该矿区水文地质条件中等。六、矿坑涌水量调查根据本矿及矿山周边矿井涌水量的调查，矿井坑道涌水量一般为310m3/h。七、矿坑涌水量预测根据对矿井充水条件的分析，矿井充水主要因素为大气降水通过采动塌陷裂隙渗入矿井

22、。并考虑小煤窑在浅部充分开采的因素，参考矿井原初步设计正常涌水量19m3/h，同时根据汪家寨煤矿多年来实测正常涌水量为最大正常涌水量的三分之一，故预测本矿涌水量如下：最小涌水量为最：3m3/h最大涌水量为最：57m3/h正常涌水量为最：19m3/h第四节 其他开采技术条件一、瓦斯等级根据贵州省能源局文件黔能源煤炭2012484号（关于六盘水市能源局关于上报我市六枝、水城、钟山2012年度地方煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定报告的批复），钟山区XX煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果为高瓦斯矿井。二、煤与瓦斯突出危险性2010年6月由中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室提交了贵州六盘水钟山区大

23、河镇XX煤矿C605煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结论为：XX煤矿开采标高+1400m以上的C605煤层无突出危险。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字【2007】345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见要求，该地区被划定为煤与瓦斯突出区域，因此，该矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。三、煤层自燃倾向性根据煤炭科学研究总院重庆研究院2010年10月提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，矿井C603、C605煤层自燃倾向分类属III类不易自燃煤层；C601、C504、XX煤层自燃倾向分类属II类自燃煤层；C4

24、09煤层自燃倾向分类属I类容易自燃煤层。四、煤尘爆炸性根据煤炭科学研究总院重庆研究院2010年10月提供的煤炭自燃倾向等级鉴定报告，矿井C605、C603、C601、C504、C409、XX煤层均具有煤尘爆炸危险性。五、地温井田内无地温异常现象，属地温正常矿井。六、冲击地压区内无冲击地压现象。第二章 瓦斯地质规律预测第一节 断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响矿井位于大河边向斜中部，为单一构造，地层走向东西，倾向北，倾角3740度，平均38度。矿界内未发现较大断层，井下也未发现有断层。XX煤层的连续性和封闭性较好，因此在深部瓦斯富集，矿井瓦斯含量具有随着煤层埋深的增大而升高的变化趋势。第二节 顶、底

25、板岩性对瓦斯赋存的影响煤层围岩的透气性好坏，直接影响着煤层瓦斯的赋存、运移或富集，透气性好的砂岩顶板，有利于煤层瓦斯的逸散，煤层瓦斯含量相对较低，透气性差的泥岩、砂质泥岩顶板，对煤层瓦斯的逸散起阻碍作用，含量则相对较高。孔隙与裂隙发育的砂岩、砾岩和灰岩的透气系数非常大，一般比致密而裂隙不发育的页岩、泥岩等岩石透气系数高出千倍以上。XX煤矿XX煤层顶板岩性为黄绿色砂质页岩、粉砂岩，底板岩性为灰色粘土岩，对瓦斯含量分布影响不大。第三节 煤层埋深对瓦斯赋存的影响一般出露于地表的煤层，瓦斯容易逸散，并且空气也向煤层渗透，导致煤层中的瓦斯含量小，甲烷浓度低。随着煤层埋藏深度的增加，地应力增高，围岩的透气

26、性降低，瓦斯向地表运移的距离相应也增大，这种变化有利于封存瓦斯、不利于放散瓦斯。所以，在瓦斯风氧化带以下，瓦斯含量、涌出量及瓦斯压力主要随煤层埋藏深度增加而变大。由于该矿井勘探程度较低，资源量核实报告未提供XX煤层瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关瓦斯资料。因此，XX煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量只能根据经验公式预测。第四节 瓦斯含量分布及预测一、XX煤层瓦斯基础参数由于矿井未提供XX煤层瓦斯含量、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关瓦斯地质资料，在此根据瓦斯含量经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006），预测XX煤层瓦斯含量及瓦斯压力。二、XX煤层瓦斯含量、压力预测根据煤层瓦斯含量经验公式：

27、式中：Wx在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；Wy在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；Af煤中灰分，；Wf煤中水分，；Vr煤中挥发分，；温度系数；自然对数底；或查表8713；或查表8713；fn煤的空隙率，%，查表8710；K煤的孔隙体积，m3/m3（PM取0.07）；煤的容重，t/m3（XX号煤层为1.4，C605号煤层为1.5）；ky相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表8714；t温度，取20；P煤层瓦斯压力，Mpa，P（2.0310.13）H，H为垂深(m)，kpa；采用P4H进行预测。计算如下：XX煤层瓦斯压力表 埋深（m）瓦斯压力（MPa）1330.42000.62470

28、.743000.9由煤层瓦斯含量经验公式可得：XX号煤层不同的埋深所对应的瓦斯含量为：煤层埋深106m处的瓦斯含量趋势值是5m3/t；煤层埋深235m处的瓦斯含量趋势值是8m3/t；煤层埋深300m处的瓦斯含量趋势值是9.61m3/t；根据瓦斯含量经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006），预测煤层瓦斯含量及瓦斯压力。预测结果如下：XX煤层+1486m标高以上，煤层瓦斯含量未超过8m3/t、瓦斯压力未超过0.74Mpa；XX煤层+1486m标高以下瓦斯含量接近或超过8m3/t。按照防治煤与瓦斯突出规定第四十三条规定，XX煤层+1486m标高以上属无突出危险区，XX煤层+1486m

29、标高以下属突出危险区。第三章 XX煤层瓦斯基础参数测定与分析煤层瓦斯基本参数测定是矿井了解煤层瓦斯赋存情况、预测和评估煤与瓦斯突出危险性的基础资料。由于XX煤层的地质钻孔资料缺乏，瓦斯成果资料较少，本次评估将根据2013年12月煤炭科学研究总院重庆研究院提交的瓦斯含量测定记录为主要依据，并参考预测的XX煤层瓦斯含量及瓦斯压力等情况进行综合评估。第一节 钻孔布置根据2013年12月煤炭科学研究总院重庆研究院提交的瓦斯含量测定记录得，本次残余瓦斯含量取样工作在回风巷、运输巷内共布置16个检验钻孔（该钻孔的布置范围见“XX煤层瓦斯含量检验钻孔布置成果图”）：其中在回风巷布置10个检验钻孔，运输布置5

30、个检验钻孔。钻孔参数见附件“瓦斯含量测定记录表”。第二节 瓦斯含量测定根据2013年12月煤炭科学研究总院重庆研究院提交的瓦斯含量测定记录得，该矿采用直接测定法测定XX煤层回采工作面瓦斯含量。一、直接法测定原理该方法是首先在现场利用钻孔取样装罐，记录煤样脱离煤体到装罐时间，然后现场测定煤样的解吸瓦斯量；其次，根据其解吸规律及煤样脱离煤体至装罐解吸测定前暴露于空气之中的时间推算在此时间内损失的瓦斯量；最后将经过解吸测定的装罐煤样密闭后送到实验室进行粉碎、真空脱气，气体组分分析等煤样的残存瓦斯含量（即粉碎前脱气量，粉碎后脱气量）。将解吸瓦斯量、损失的瓦斯量和残存瓦斯量这三部分相加后即为煤层原始瓦斯

31、含量。二、直接法测定步骤1、按照设计要求采用直径89mm金刚石复合片钻头施工钻孔，钻孔见煤前通知采样人员到达采样现场，做好采样前的准备工作。钻孔见煤后，换用外径为73mm、内径65mm，长度为800mm单层取芯管配备直径为75mm金刚石复合片倒台阶取芯钻头开始钻取煤芯。2、当煤样提到孔口时，尽快地从煤芯管中取出煤芯，采取中间完整部分，装入罐中密封。这段时间应控制在2分钟之内。煤芯中如混合有夹矸及杂物时应与剔除。煤样不得用水清洗，保存原状装罐，不可压实。煤样距罐口留有10mm左右的间隙。3、将HFJ2型瓦斯速度解吸仪针头插入煤样罐（见下图）进行现场解吸。开始观测头30min内，间隔2分钟读数一次

32、，以后每隔3分钟读数一次；第二个小时内，每隔5分钟读数一次。4、现场解吸完成后，拔出针头，将取样罐拧紧，泡在水中检查是否有漏气现象，若有渗漏应及时处理。然后送到实验室进行再次解吸和脱气。5、在上述采样和解吸过程中详细记录了采样时间、采样地点、采样深度，并记录了钻孔见煤时间，钻进时间，起钻时间，钻具提到孔口时间，煤样装罐时间，开始解吸测定时间，以及解吸测定时的气温，水温和大气压力。瓦斯解吸速度测定仪与煤样罐连接示意图瓦斯解吸量计算之前首先对瓦斯解吸观测中得出的每次量管读数换算为标准条件下的体积。三、直接法测定瓦斯含量结果1、瓦斯损失量计算图解法是以煤总解吸时间的平方根()为横坐标，以瓦斯解吸量（

33、V0）为纵坐标，将全部测点V0，绘制在坐标纸上，将测点的直线关系延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标上的截距即为所求的瓦斯损失量。2、井下瓦斯解吸量计算为16个孔（煤样）在井下瓦斯解吸观测记录结果。3、残余瓦斯含量计算煤样送到实验室之后，要经过两个步骤来测定煤样的残余瓦斯含量。即打开密封罐之前进行的真空加热脱气，及煤样粉碎后的真空加热脱气，加热温度为95。将实验室两次真空脱气得出瓦斯量通过体积校正和计算得出残余瓦斯含量。煤样脱气是利用FH4型脱气仪进行的。见下图所示。（1）取样。采取新鲜煤芯或碎煤约200g，装入特制密封容器（真空罐）中加以密封。（2）试验室脱气与气体分析。试样送到试验室后脱气，加

34、热至95度真空抽出气体进行色谱分析。 （3）煤样粉碎。煤样脱气结束后，打开真空罐取出煤样，放进密封球磨罐进行粉碎。要求粉碎后煤样绝大部分（80%以上）的粒度在0.25mm以下。（4）粉碎后脱气与气体分析。将装有已粉碎煤样的密封球磨罐进行加热和真空脱气，方法同步骤（2），直到基本上无气体解吸为止。（5）煤中残存瓦斯量计算。根据2个阶段脱气的气体分析结果中的氧含量，扣除混入的空气成份，即换算出了无空气基的煤层气体成分，再根据两次脱气抽出的气体体积和成份、煤样重量和煤质分析结果，就很容易算出单位重量煤（或可燃质）中含有的瓦斯量，即煤的残存瓦斯含量。真空脱气装置4、直接法测定煤层瓦斯含量计算结果矿井在

35、运输巷+1416标高测得检验钻孔最大残余瓦斯含量为3.0918m3/t。第三节 煤层破坏类型根据2013年12月煤炭科学研究总院重庆研究院瓦斯含量测定记录得，XX煤层呈细小的粒状，颜色暗淡，无节理，成粘块状，呈现粉碎煤或全粉煤的特性，属于类破坏煤。第四节 瓦斯压力煤层瓦斯压力是指原始煤体孔隙中所含游离瓦斯的气体压力，即气体作用于孔隙壁的压力。煤层瓦斯压力测定方法有两种，其一为直接法，即利用岩石巷道打穿层钻孔穿透煤层，封孔直接用压力表测定煤层瓦斯压力；其二为间接法，即利用新鲜煤样，直接测定煤层瓦斯含量，然后利用它与煤层瓦斯压力之间的关系反推煤层瓦斯压力。一般来说，优先采用直接法，但由于矿井目前不

36、具备直接测定XX煤层瓦斯压力的条件，所以采用间接法测定煤层残余瓦斯压力。间接法测定煤层残余瓦斯压力，即利用测定的煤层残余瓦斯含量，a、b吸附常数值，孔隙率等参数，根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）规定，煤层瓦斯压力与煤层瓦斯含量的换算关系，公式如下： 式中：X为煤层瓦斯含量，m3/t；a、b吸附常数，单位分别为m3/t和MPa-1；P煤层原始瓦斯压力，MPa；Aad煤的灰分，%；Mad煤的水分，%；煤的孔隙率，m3/m3； r煤的视密度，t/m3并整理为：将测定的工业分析及瓦斯吸附常数和井下实测得的煤层瓦斯含量等参数带入上式，即可以直接计算出煤层的残余瓦斯压力，见附件“瓦斯含量

37、测定记录表”。矿井采用间接法在运输巷+1416标高测定检验钻孔最大残余瓦斯压力为0.2543Mpa。第五节 煤层瓦斯基本参数测定结果分析煤与瓦斯突出（简称瓦斯突出，下同）是地应力、瓦斯压力和煤层物理力学特性共同作用形成的复杂动力现象。国内外研究结果表明，根据煤层地应力、瓦斯压力和煤层物理力学特性等指标的大小可以实现对煤层瓦斯突出危险性评估与分析。以下根据实测瓦斯基础参数和打钻情况，应用单项指标法对XX煤层煤与瓦斯突出危险性进行评估：根据防治煤与突出规定第十三条规定，当动力现象特征不明显或者没有动力现象时，应当根据实际测定的煤层最大瓦斯压力P、软分层煤的破坏类型、煤的瓦斯放散初速度p和煤的坚固性

38、系数f等指标进行鉴定。全部指标均达到或者超过下表所列的临界值的，确定为突出煤层。煤层突出危险性的单项指标临界值，见下表所示。判定煤层突出危险性单项指标的临界值突出煤层危险性煤的破坏类型瓦斯放散初速度p煤的坚固性系数f瓦斯压力p（相对压力）Mpa突出危险、100.50.74根据前面测定得：XX煤层瓦斯突出危险性单项指标实测表埋深深度H（m）PfP/Mpa煤的破坏类型298/0.2543注：矿井未开展P、f测定工作。根据上表得：矿井XX煤层在+1416m标高以上区域内残余瓦斯压力为0.2543 Mpa，小于0.74Mpa，未达到防治煤与突出规定第十三条规定中的突出危险性单项指标临界值。初步判定XX

39、煤层在+1416m标高以上区域内无突出危险性。但根据临近矿井及XX煤矿的实际，矿井在今后生产过程中，遇到地质构造带或瓦斯涌出异常时，必须采取“四位一体”综合防突措施。第四章 防治煤与瓦斯突出对策措施及建议防止煤与瓦斯突出要采取综合治理措施，瓦斯综合治理的基本思想是：贯彻“先抽后采、监测监控、以风定产”的方针，树立“瓦斯事故是可以预防和避免的”意识，实施“可保尽保，应抽尽抽”的战略，坚持“高投入、高素质、严管理、强技术、重责任”，变“抽放”为“抽采”。以完善通风系统为前提，以瓦斯抽采和防突为重点，以监测监控为保障，区域治理与局部治理并重。以抽定产，以风定产；地质保障，掘进先行；技术突破，装备升级

40、；管理创新，落实责任；实现煤与瓦斯共采，建设安全、高效、环保矿区。突出煤层采掘作业过程中，必须采取“四位一体”综合防突措施。首先经区域预测，将突出矿井的煤层划分为突出煤层和非突出煤层，再通过区域预测把突出煤层划分为突出危险区和无突出危险区，最后通过工作面突出危险性预测把工作面划分为突出危险和无突出危险工作面。经预测有突出危险的工作面必须采取防治突出措施，且在措施执行后进行防突效果检验。经预测在无突出危险的煤层进行采掘施工，也必须采取安全防护措施，且采掘工作面每推进30100m，还应采用工作面突出危险性预测方法，进行验证其突出危险性；预测有突出危险时，该区域即改划为突出危险区。按上述综合措施防突

41、更加有的放矢，能更好地提高措施的防突效果，提高突出煤层的施工作业的安全可靠性，进一步提高突出矿井的经济效益。第一节 开拓开采防范措施一、开拓布置1、井筒、大巷布置尽可能避开突出煤层。2、一个采区内同一煤层不得布置2个（含2个）以上回采工作面和4个（含4个）以上掘进工作面同时作业。二、开采1、选择合理、先进的采煤方法。2、采煤过程中不得留设煤柱。3、严禁使用风镐落煤。第二节 通风防范措施1、井巷揭穿突出煤层前，必须形成独立、可靠的通风系统；突出矿井、有突出煤层的采区，突出煤层工作面都必须形成独立的回风系统；采区回风巷是专用回风巷。2、主要通风机必须装有反风设施，并能在10min内改变巷道中的风流

42、方向。3、突出煤层掘进工作面的回风系统与其它巷道之间的联络巷道需构建完善防突风门。第三节 防治瓦斯防范措施1、采掘工作面应避开集中布置。2、防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动。区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标的要求，必须做到区域防突措施先行、局部防突措施补充。3、在不能进行保护层开采时，必须加强本煤层和邻近层瓦斯预抽，确保预抽时间和抽放达标，降低煤体中瓦斯压力和瓦斯含量，真正实现先抽后采，在保证突出煤层被消突的前提下（或在解突区域内），并按“煤矿瓦斯抽采基本

43、指标（AQ10262006）”执行：突出煤层在采、掘作业前必须将瓦斯含量降到8m3/t以下或瓦斯压力在0.74MPa以下，方可进行采、掘作业。针对煤层瓦斯含量、涌出规律、涌出源，采取相应有效的综合抽放方法，采取开采解放层和邻近层、本煤层抽放相结合的瓦斯治理方法。4、在设计开采程序时，应选择合理的开采顺序，首先选择开采保护层，同时抽放被保护层的瓦斯。在未保护带或无保护层可采的区域，应采取大面积预抽瓦斯的区域性防突措施；在有突出危险的采掘工作面，须采用“四位一体”的综合防突措施。5、在防止局部瓦斯积聚的危害方面，采煤工作面上隅角仍可能出现瓦斯聚积超限，应当给予重视，可采用提高风速及抽排瓦斯的措施。

44、在矿井对瓦斯抽放系统进行维修、检修及对瓦斯管路、抽放钻孔进行安装时，必须制定防治瓦斯积聚的措施，加强通风，加强对工作地点瓦斯的监测，防止瓦斯积聚，从而导致发生瓦斯爆炸事故。6、煤巷排放瓦斯或巷道贯通是发生瓦斯事故的两个主要危险源，应严格按煤矿安全规程的有关规定操作，必须编制专门的安全技术管理措施，并严格贯彻执行。7、每一个采煤工作面的进风和回风巷道、掘进工作面均应采取设置隔爆水槽棚或其他隔爆设施，并加强对其管理维护。8、井下所有非金属材料必须具有抗静电、阻燃性能，并取得煤安标志。所有入井设备必须取得安全标志，安全标志必须在有效期范围内。9、石门揭煤前应测定煤层瓦斯基本参数和有关突出参数并观察打

45、钻时的动力现象，一旦确定有突出危险性，在揭煤的全过程，应严格按照煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定的有关要求进行作业。10、煤矿井下出现瓦斯动力现象，必须在24h内报告当地煤炭主管部门和煤矿安全监察机构，并及时向具有国家规定资质的鉴定机构申请进行鉴定，不得隐瞒不报。11、发生突出事故时须及时填写突出卡片并存档。12、掘进工作面应采用双风机双电源，安设“三专两闭锁”机电设施，并能自动切换。13、严格执行“四位一体”防突措施。14、编制月度防突措施计划，并认真执行。15、构建完善采区及工作面避难系统。第五章 评估结论通过对XX煤层井下瓦斯基础参数测定数据进行分析，得出以下评估结论：1、根据瓦斯含量经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006），预测煤层瓦斯含量及瓦斯压力。预测结果如下：XX煤层+1486m标高以上，煤层瓦斯含量未超过8m3/t、瓦斯压力未超过0.74Mpa；XX煤层+1486m标高以下瓦斯含量接近或超过8