煤层保护层开采保护效果论证报告

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1、-目 录前言11. 矿井概况41.1 地理位置及矿区围41.1.1 地理位置41.1.2 井田境界51.2 矿井地质概况61.2.1 地层61.2.2 地质构造81.2.3 煤层101.2.4 煤质特征111.2.5 其他开采技术条件131.3 矿井开拓与开采141.3.1 开拓141.3.2 23煤系统的开采151.4 矿井通风系统151.5 瓦斯抽放系统161.6 矿井监测监控系统162. 区域防突措施及执行情况172.1 开采保护层防治煤与瓦斯突出作用机理172.2 保护层开采情况202.3 执行区域防突措施后瓦斯情况203. 区域防突措施效果理论分析213.1 M16煤层开采围调查21

2、3.2 保护围213.2.1 沿倾斜方向的保护围233.2.2 沿走向方向的保护围234区域防突措施效果检验254.1 区域措施效果检验指标与方法254.2 测试方案及实施过程264.2.1 测试方案264.2.2 实施过程274.3 煤层剩余瓦斯含量测定284.4 煤层剩余瓦斯压力测定304.4.1 测压钻孔的施工304.4.2 封孔方法及工艺314.4.3 压力的观测及读数324.4.4 采用间接法测定的煤层剩余瓦斯压力344.5 瓦斯放散初速度指标测定344.6 煤的巩固性系数测定364.7 煤的破坏类型的判定375效果检验指标测试结果及保护围375.1 效果检验指标测试结果375.2

3、保护效果及保护围386论证结论及建议386.1 结论386.2 存在的问题及建议39前 言开采保护层是我国当前主要采用区域性防突技术措施之一。保护层，是指在突出矿井的煤层群中首先进展非突出危险煤层开采。保护煤层开采后， 围岩及煤层向采空区方向发生位移，并引起应力分布发生变化，使得采空区上下方煤岩体的应力降低。处于卸压带围的煤岩体中产生新的裂隙，原有裂隙逐渐扩大，进而导致煤岩体渗透能力和透气性的增加，提高瓦斯解吸能力和排放强度。从而到达被保护层卸压、瓦斯压力和瓦斯含量下降、煤体强度提高的目的，最终到达突出危险性降低或消除的目的。相关研究成果说明，开采保护层和抽放瓦斯相结合的方式不仅可使保护作用影

4、响围增加1.41.6倍，而且可以大幅增加被保护层的瓦斯排放程度。国外开采实践说明，保护层开采仍然是最有效、最经济的煤与瓦斯突出和冲击地压等动力灾害区域性防治措施之一。滥坝煤矿采用平硐暗斜井开拓方式，共布置有主平硐、副平硐和回风平硐。矿井划分为一个开采水平，水平标高为+1528m，采用一个水平上下山开采。整个矿井划为两个采区开采，采区煤层间采用联合布置。矿井上部煤组6、7煤层划分为二采区，中部煤组M16煤层及下部煤组M23、M27煤层划分为一采区。采区的划分充分利用了矿井资源，缓解了采区接替关系，充分发挥了矿井的生产能力，井巷工程采用集中布置生产系统优化，巷道维护量小。总之符合采区划分原则及平安

5、、经济、合理性要求。一采区 M16煤层除1603工作面正在回采外，其余M16煤已开采完毕。M23煤运输下山已揭穿煤层，现正在施工M23煤+1480井底车场和M23轨道下山。根据省能源局文件黔能源发2012498号关于地区煤炭局关于请求审批市2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，滥坝煤矿绝对瓦斯涌出量为5.78m3/min，相对瓦斯涌出量为11.56m3/t，鉴定结果为高瓦斯矿井。根据中国矿业大学矿山开采与平安教育部重点实验室2008年2月提供的织金县滥坝煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，该矿M16煤层+1460m以浅围无突出危险性，其余煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。滥坝煤矿井田围 M16煤层

6、除1603工作面正在回采处，其余已开采完毕，M16煤层与 M23煤层的层间距为 45.5m。因此，已开采的M16煤层可以作为 M23煤层的保护层。作为M23煤层开采前实施的区域防突措施 即 M16煤层开采 的效果是否满足要求，根据防治煤与瓦斯突出规定 、 煤矿瓦斯抽采根本指标等有关规定，应对保护层开采区域对M23煤层的保护效果进展检验和考察，以便根据保护层开采围及保护效果，制定M23煤层开采的防突措施方案，指导矿井平安生产。本次论证围为滥坝煤矿一采区开采围的M23煤层。本次论证工作遵循的依据是：1、 煤矿平安规程 ， 国家平安生产监视管理总局、 国家煤矿平安监察局，2011 年；2、 防治煤与

7、瓦斯突出规定 ，国家平安生产监视管理总局、国家煤矿平安监察局，2009 年；3、 保护层开采技术规 ， AQ1050-2008 ；4、 矿井瓦斯涌出量预测方法 AQ1018-2006 ；5、 煤矿瓦斯抽采根本指标 AQ1026-2006 ；6、 煤矿瓦斯抽采达标暂行规定安监总煤装2011163 号；7、织金县滥坝煤矿采掘工程平面图；1. 矿井概况1.1 地理位置及矿区围1.1.1 地理位置织金县城关镇滥坝煤矿整合位于省织金县城关镇，地理坐标为东经10540261054118，北纬263715263804。矿区东北部距织金火车站约11km，距织金县城约13km，织金县至该煤矿有简易公路相通，交通

8、较方便。矿区交通位置详见图1-1-1。图1-1-1 交通位置图1.1.2 井田境界根据省国土资源厅2008年4月颁发的采矿许可证，矿区由4个拐点坐标圈定，面积为0.9463km2，开采深度：1595m1416m。矿区围拐点坐标见表1-1-1。表1-1-1 滥坝煤矿矿区围拐点坐标表拐点*Y0294737735568001129470123556856922945861355676443294615235567118开采深度：1595m1416m。1.2 矿井地质概况1.2.1 地层煤矿区及周边出露的地层有二叠系中统茅口组、上统峨嵋山玄武岩组、龙潭组、长兴组、大隆组、三叠系下统飞仙关组及第四系。地

9、层走向总体为南西北东向，倾向北西，倾角628，一般1016左右，由浅到深地层倾角逐渐变小。现由老至新分述如下：1、茅口组P2m：主要分布在煤矿区外东南面，岩性以灰岩为主，分上下两段。上段：底部为薄中层状燧石灰岩及硅质灰岩夹燧石层，为上下段的分段标志；下部以燧石灰岩为主，相变明显；上部为浅灰微带肉红色厚块状生物灰岩，隐晶质，本段总厚约127144m。下段：以灰深灰色厚层状、块状灰岩为主，多含白云质斑块及少许燧石结核，下部夹白云岩。本段总厚约227244m。2、峨嵋山玄武岩组P3：为晚二叠系早期的基性火山喷发物，仅出露于阿弓向斜北西翼12勘探线以西，厚约0320m。为灰绿色玄武岩，块状，致密坚硬。

10、具气孔、杏仁构造。其上一般有220m紫色、灰绿色凝灰岩与玄武岩过渡。3、龙潭组P3l：该矿区主要含煤地层，为一套以碎屑岩为主夹较多的泥岩、石灰岩、硅质岩、含菱铁质粉砂岩的含煤沉积。厚度247.74351.30m，一般厚度285m左右。含煤层2444层，一般3033层。煤矿区围含主要可采煤层5层，为M6、M7、M16、M23、M27号煤，其余均为零星可采或不可采煤层。分布于煤矿区东南部，与下伏玄武岩地层呈假整合接触。龙潭组是典型的海陆交互相沉积，海相动物化石及植物化石都十分丰富。常见腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石，代表浅海或滨海沉积；常见大羽羊齿、栉羊齿等植物化石，代表一种温暖潮湿的气候环

11、境。4、长兴组P3c：以浅海相燧石灰岩为，夹钙质粉砂岩及泥岩，上部含一薄煤层1号煤层。本组厚度22.6736.86m，一般厚度29m。5、大隆组P3d：由黑灰色中厚层状硅质岩夹数层高岭石泥岩组成，硅质岩单层厚度0.150.25m，坚硬性脆，菱面体节理发育。高岭石泥岩颜色鲜艳，为鸭蛋绿或黄绿色，呈鳞片状，单层厚度0.050.10m，底部为一层泥灰岩。产丰富的腕足、瓣鳃类等动物化石。本组厚度3.208.31m，一般厚5.5m。6、飞仙关组T1f：岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩为主。以岩石颜色、夹灰岩或泥灰岩的层数、灰岩发育程度等将飞仙关组分为六段，其中第一、三、五段以粉砂岩、泥岩为主，第二、四、六段以灰

12、岩为主。其中，一段厚度115m，二段厚度142m，三段厚度50m，四段厚度100m，五段厚度80m，五段厚度103m。7、第四系Q：主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物。1.2.2 地质构造织金矿区构造单元属扬子准地台级、上扬子台褶带级、黔中早古拱断褶束级、纳雍织金凹褶断束级。矿区位于凹褶断束的东翼，作用于本区的主应力为北西、南东向，因而形成一系列轴向大致平行的，向北东45左右方向展布的背、向斜。这些褶曲是织金矿区的主要骨干构造，控制了矿区规模，并具有以下特征：它们大多表现为背斜紧凑，向斜开阔；在靠近背斜轴的一侧发育与轴向平行的逆冲断层，这些逆冲断层发育较广阔，规模也较

13、大，往往破坏背斜轴部或一侧；在矿区东部，北东向平推的斜向断层较发育，一般规模也较大，它们斜切向斜或背斜，使其分为几段，这组断裂往往成为划分井田的边界构造。阿弓向斜轴向北东40，全长50余公里，为一北西翼陡、南东翼缓的不对称向斜，向斜被北东东向的斜向断层AF1、AF4、SF4、F21切成三个块段，从北到南分别为文家坝井田，大冲头井田和碾子边井田。大冲头井田的阿弓向斜轴向长8.5km2，轴向北东40左右，向斜轴微起波状起伏，核部最新地层为T1f4。南东翼宽缓，飞仙关地层倾角513度，煤系地层1013；北西翼较陡，飞仙关地层倾角2030，煤系地层2535；向斜轴部宽缓，地层倾角多在5以。滥坝煤矿区浅

14、部发育有F19、SF4-2F20、F69、F74共4条正断层，无大褶皱发育，井下见个别小褶皱及小断层。F19正断层：分布于煤矿区浅部中段含煤地层，切割了M16煤标五地层，区延伸长度约0.21km，断层走向南西北东，倾向北西，倾角约73，断距约8m。断层南端交于F20正断层。SF4-2F20正断层：分布于煤矿区西南角，切割了标五M27煤地层，区延伸长度约0.51km，断层走向南西北东，倾向北西，倾角约5262，断距约513m。F69正断层：分布于煤矿区西南角，切割了14号煤标五地层，区延伸长度约0.13km，断层走向南西北东,倾向北西，倾角约6571，断距约26m。F74正断层：分布于煤矿区浅部

15、东北段含煤地层，切割了标五14号煤地层，区延伸长度约0.17km，断层走向南西北东，倾向北西，倾角约50，断距约23m。总的说来，该矿井构造复杂程度类型应属中等。1.2.3 煤层矿区主要可采煤层为M6、M7、M16、M23、M27煤层，由上到下分述如下：1、M6煤层位于上煤组下标三石灰岩与标四石灰岩之间，为煤矿区最上一层可采煤层，大局部为粉煤，强度低，全层厚度03.13m，平均1.87m，煤矿区东北部226号孔不可采，含夹矸04层，一般01层，构造较简单，大部可采，属较稳定煤层。2、M7煤层位于龙潭组上段中下部，其上为标四灰岩，煤层厚度02.08m，平均厚度1.68m，含夹矸03层，一般01层

16、，构造较简单，大部可采，属较稳定煤层。3、M16煤层位于龙潭组中部，煤层厚度0.882.32m，平均厚度1.60m，全区可采。含夹矸02层，一般01层，构造简单，较稳定，属全区可采煤层。 4、M23煤层位于龙潭组下段上部，全层厚度01.87m，平均1.30m左右，煤矿区东北部225及226号孔不可采，含夹矸04层，一般01层，构造较简单，大部可采，属较稳定煤层。5、M27煤层位于龙潭组下段中上部，煤层厚度0.712.04m，平均厚度1.22m，含夹矸14层，一般13层，构造较复杂，全区可采，属较稳定煤层。 综上所述，煤矿区M6、M7、M16、M23、M27煤煤层构造总体上较简单,煤层稳定类型均

17、为较稳定型煤层。矿区可采煤层特征见表1-2-1。表1-2-1 可采煤层特征表煤层名称煤层厚度m平均厚度m容重t/m3与下层层间距(m)煤层夹矸数稳定性煤层倾角煤 种顶板岩性底板岩性M603.131.871.468.401根本稳定大部可采628无烟煤砂质泥岩或泥岩泥岩、粉砂质泥岩M702.081.681.5299.501根本稳定大部可采628无烟煤泥岩深灰色泥岩M160.882.321.601.5045.501稳定全区可采628无烟煤含线理状及透镜煤砂质泥岩粉砂岩、粉砂质泥岩M2301.871.301.4821.801根本稳定大部可采628无烟煤下标七石灰岩根土岩M270.712.041.221

18、.5003稳定全区可采628无烟煤黑灰色泥岩深灰色泥岩1.2.4 煤质特征1、煤的物理性质矿区各煤层的物理性质差异不大，呈黑色灰黑色，以块状、粒状为主，局部为层状。以似金属光泽为主，金刚光泽次之。贝壳状断口，部份为参差状，条带状构造，局部为线理状构造，块状构造。坚硬、性脆。其宏观煤岩类型以半亮型半暗为主，光亮型次之。2、化学性质该矿可采煤层的煤质特征见表1-2-2。表1-2-2 煤质特征表煤层号工业分析%St,d(%)Qgr,d(MJ/kg)MadAdVdafM6原煤3.2718.837.732.9828.11浮煤3.226.936.090.9928.56M7原煤3.3018.847.772.

19、8828.14浮煤3.328.015.730.9828.68M16原煤3.3014.696.382.7029.74浮煤3.326.745.281.0530.21M23原煤3.6515.596.462.7629.28浮煤3.596.275.021.2629.77M27原煤3.8317.335.981.9428.79浮煤3.885.814.880.9929.313、煤类M6煤层原煤属中灰分、中高硫、高热值无烟煤；M7煤层原煤属中灰分、中高硫、高热值无烟煤；M16煤层原煤中灰分、中高硫、特高热值无烟煤；M23煤层原煤属中灰分、中高硫、特高热值无烟煤；M27煤层原煤属中灰分、中高硫、高热值无烟煤。皆可

20、作化工用煤、动力用煤和民用煤等。1.2.5 其他开采技术条件1、瓦斯根据省能源局文件黔能源发2012498号关于地区煤炭局关于请求审批市2012年度矿井瓦斯等级鉴定结果的批复，滥坝煤矿绝对瓦斯涌出量为5.78m3/min，相对瓦斯涌出量为11.56m3/t，鉴定结果为高瓦斯矿井。根据中国矿业大学矿山开采与平安教育部重点实验室2008年2月提供的织金县滥坝煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，M16煤层破坏类型为，巩固性系数为1.027，大于0.5；瓦斯放散初速度指标为31.757mmHg，大于10mmHg；瓦斯压力0.21MPa，小于0.74MPa。鉴定结论为M16煤层在鉴定围标高1460m以浅无突

21、出危险性。根据省煤炭管理局文件黔煤生产字2008330号关于请求审批织金县滥坝煤矿M16煤层煤与瓦斯突出鉴定结果上报备案的报告的批复，该矿M16煤层+1460m以浅围无突出危险性。2、煤尘爆炸危险性根据省煤田地质局实验室提交的检验结果，M3煤层的煤尘无爆炸性。3、煤层自燃发火情况根据省煤田地质局实验室提交的检测报告，M3煤层自燃倾向性鉴定为三类，属不易自燃煤层。4、地温本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。5、冲击地压地质资料中未提供冲击地压的相关资料，本井田无冲击地压的历史记录。1.3 矿井开拓与开采1.3.1 开拓矿井采用平硐开拓方式，共布置有三个井筒，主平硐、副平硐和回风平硐。1主平硐

22、主平硐井口坐标为*=2946443，Y=35568115，Z=+1528m，方位角134，倾角3。，长为335m。采用半圆拱形巷道断面，砌碹支护。掘进断面积6.6m2，净断面积5.6m2。主平硐条件较好，拟利用。主平硐井筒安设皮带，担负煤炭运输、进风、行人等任务。2副平硐副平硐井口坐标为*=2946428，Y=35568084，Z=+1528m，方位角134，倾角3。，长为335m。采用半圆拱形巷道断面，砌碹支护。掘进断面积6.6m2，净断面积5.6m2。该矿首采工作面采用炮采工艺时拟利用。除开采首采工作面外，其它区域煤层采用机采时，扩大副平硐断面使其到达掘进断面积10.6m2，净断面积8.2

23、m2。副平硐担负矸石、设备、材料的运输、排水、进风等任务。3回风平硐回风平硐井口坐标为*=2946418，Y=35568048，Z=+1528m，方位角134，倾角3。，长为285m。采用半圆拱形巷道断面，砌碹支护。掘进断面积6.6m2，净断面积5.6m2。回风平硐条件较好，拟利用。风井主要担负矿井回风任务。矿井井筒特征详见表1-3-1井筒特征表。表1-3-1 井筒特征表井 筒名 称井口坐标井口标高(m)方位角()倾 角井筒长度(m)断 面(m)*y净掘主平硐294644335568115+152813533355.66.6副平硐294642835568084+152813433555.68.

24、26.610.6回风平硐294641835568048+152813432855.66.61.3.2 23煤系统的开采M23煤运输下山已揭穿煤层，现正在施工M23煤+1480井底车场和M23轨道下山。1.4 矿井通风系统矿井现已安装 FBCDZ-8-21B型防爆对旋式轴流式通风机二台，一台工作，一台备用，其额定风量为 48-107m3/s，负压为670-2600Pa。采用反转反风，反风量为正常风量的 60%80%，通风机叶片调节围 40/32，配套电机功率 2132kW。掘进工作面采用“双风机、 双电源， 并实现了运行风机和备用风机自动切换， 供电实行“三专两闭锁。 井下使用的局部通风机型号为

25、 FBD-No6.3/222，配套电机功率 222kW，额定风量 274468m3/min， 全压 2704180Pa，全压效率80%，送风距离大于 1200m。1.5 瓦斯抽放系统滥坝煤矿地面已建立高、低负压永久瓦斯抽采系统。高负压抽放泵型号为2BEC-420型。瓦斯抽放泵参数：极限真空160hPa，最大抽速112.6m3/min，电机功率132Kw，转速360rpm。选用直径315mmPE管作为瓦斯抽放主管，选用D159mm专用PE瓦斯抽放管作为瓦斯抽放支管。低负压抽放泵型号为2BEC-500型。瓦斯抽放泵参数：极限真空33hPa，最大抽速190m3/min，电机功率250Kw，转速420

26、rpm。低负压选用直径400mmPE管。瓦斯抽放管路通过回风斜井和回风下山敷设至掘进工作面、回采工作面、采空区等需要抽放瓦斯的地点。采用低负压瓦斯抽采系统对采面上隅角及采空区密闭的瓦斯进展抽放；采用高负压抽放系统对采掘工作面本煤层瓦斯进展抽放。1.6 矿井监测监控系统矿井在地面工业场地办公楼设置有监测监控中心站， 安装了KJ90NA型平安监控系统，配备主机两台，一台工作，一台备用，配有不小于2小时的不连续电源。全矿共安装 8 台分站，其中，地面设 3 台分站，井下设 5 台分站。在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷、避难硐室等地点设置甲烷传感器；同时，对井下水位、瓦斯浓度、一氧化碳、粉尘、温度、

27、风速、压差等影响矿井平安的环境参数及矿井主要机电设备的运行状况等进展实时监测监控。2. 区域防突措施及执行情况2.1 开采保护层防治煤与瓦斯突出作用机理长期理论研究和突出危险煤层的开采实践说明，开采保护层是最有效、最经济的防治煤与瓦斯突出的区域性措施，该方法可以防止长期与突出危险煤层处于短兵相接状态，提高了防治煤与瓦斯突出措施的平安性和可靠性。考察资料证明，保护层开采后，被保护层的应力变形状态、煤构造和瓦斯动力参数发生显著变化，从发生变化的时间看，卸压作用是最先出现的，有些卸压过程甚至在保护层工作面前方 1020m 处开场，一般在工作面前方，当膨胀变形速度加快时，瓦斯动力参数才发生显著变化。因

28、此，其次序可表示如下：开采保护层岩层移动被保护层卸压地应力降低、煤层膨胀变形透气性增加、瓦斯解吸煤岩层瓦斯排放能力增高瓦斯排放、钻孔瓦斯流量增大瓦斯压力降低瓦斯含量减少煤机械强度提高应力进一步降低 。开采保护层防治煤和瓦斯突出的原理可用框图 2-1-1 表示。图 2-1-1 开采保护层防治煤与瓦斯突出原理框从以上的分析说明，尽管保护层的保护作用是卸压和排放瓦斯综合作用的结果，但卸压作用是引起其它因素变化的依据，卸压是首要的、决定性的。因此，只要突出煤层受到一定的卸压作用，煤构造、瓦斯动力参数便发生如上顺序的变化。在层间距离较远但要在有效层间垂距围 、中间有坚硬岩层的情况下，突出煤层卸压、煤层透

29、气性增加是无疑的，只是瓦斯的自然排放困难一些。从前两个因素变化讲，都是有利于消除突出的，因此退一步讲，即使不能完全消除突出危险性，也会使突出危险性有所降低。滥坝煤矿区主要可采煤层为M6、M7、M16、M23、M27号煤层，由上到下分述如下：1、M6煤层位于上煤组下标三石灰岩与标四石灰岩之间，为煤矿区最上一层可采煤层，大局部为粉煤，强度低，全层厚度03.13m，平均1.87m，煤矿区东北部226号孔不可采，含夹矸04层，一般01层，构造较简单，大部可采，属较稳定煤层。2、M7煤层位于龙潭组上段中下部，其上为标四灰岩，煤层厚度02.08m，平均厚度1.68m，含夹矸03层，一般01层，构造较简单，

30、大部可采，属较稳定煤层。3、M16煤层位于龙潭组中部，煤层厚度0.882.32m，平均厚度1.60m，全区可采。含夹矸02层，一般01层，构造简单，较稳定，属全区可采煤层。 4、M23煤层位于龙潭组下段上部，全层厚度01.87m，平均1.30m左右，煤矿区东北部225及226号孔不可采，含夹矸04层，一般01层，构造较简单，大部可采，属较稳定煤层。5、M27层位于龙潭组下段中上部，煤层厚度0.712.04m，平均厚度1.22m，含夹矸14层，一般13层，构造较复杂，全区可采，属较稳定煤层。 从 M16、M23煤层赋存情况及稳定性可以看出，煤层厚度变化较小， 属稳定性较好的煤层。矿区围 M16煤

31、层已被开采完毕保护煤柱除外 ，M16煤层与M23煤层的层间距为 45.5m，因此，M16煤层开采后，M23煤层的应力变形状态、煤构造和瓦斯动力参数必将发生显著变化。2.2 保护层开采情况矿区围 M16煤层除1603工作面正在回采外，其余M16煤已开采完毕。经调查，M16煤层历史开采情况见表 2-2-1 及附图。表 2-2-1 保护层M16煤层开采情况序号工作面编号走向长度m倾斜长度m开采时间111600615952013.62014.3211601430702012.12012.103116025201002012.112013.54小窑采空区5403202008年前2.3 执行区域防突措施后

32、瓦斯情况根据滥坝煤矿M23煤井底车场工作面突出危险性预测统计表WTC 防突参数仪和瓦斯报表，滥坝煤矿M23煤运输下山揭煤和在M23煤井底车场掘进工作面预测的 K1 值为 0.180.30mL/g，回风流中瓦斯浓度为 0.250.33%，根本稳定在 0.30%左右，瓦斯涌出量为0.93151.3365m3/min。3. 区域防突措施效果理论分析由于矿井M23煤层上邻近层M16煤层已回采，即可认为 M23煤层已采取保护层开采的区域防突措施，因此，对M23煤层区域防突措施效果分析主要从保护围及保护效果两个方面进展分析。3.1 M16煤层开采围调查经调查，滥坝煤矿M16煤层开采情况详见附图。3.2 保

33、护围研究说明，在一定的地质条件和开采条件下，保护层作用效果随层间距加大而减小，到达一定临界距离以后，保护作用根本消失。保护层的有效层间垂距应根据矿井实测资料确定，滥坝煤矿目前没有实测值，可参照表 3-2-1 确定。表 3-2-1 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缓倾斜和倾斜煤层50100上保护层的最大保护垂距： S 上=S 上12下保护层的最大保护垂距： S下=S 下12式中：S 上 、 S 下 上保护层和下保护层的理论最大保护垂距，m。它与工作面长度 L 和开采深度 H 有关。当 L0.3H 时，取 L=0.3H，但 L 不得大于2

34、50m。根据矿井提供的井上下对照图，矿井的最大开采深度为 351.5m区地面标高为+1520+1871.5m，开采标高为1595m1416m。在此取最大值 400m，工作面长度最小为 75m。S 上 、 S 下 ，根据下表 3-2-2 取值。3-2-2 S 上和 S 下与开采深度 H 和工作面长度 L 之间的关系开采深度mS下mS上m工作面长度m工作面长度m507510012515017520025050751001251502002503007010012514817219020522056677683879092400588511213415517018219440505866717476

35、5005075100120142154164174293949566266686004567901091261381461552434435055596180033547390103117127135212936414549501000274157718810011412218253236414445120024375063809210411316233032374041即：S 下= 85m ； S 下 =50 。1保护层开采的影响系数，取1=1；2层间岩石砂岩、石灰岩含量系数，取2=0.8。根据上述计算公式，滥坝煤矿上保护层的最大保护垂距为40m，下保护层的最大保护垂距为68m。 M16煤层

36、与 M23 煤层的层间距为45.5m， 小于 防治煤与瓦斯突出规定中保护层与被保护层之间最大保护垂距的规定，即矿井M16煤层开采后，M23煤层在其有效保护垂距围。3.2.1 沿倾斜方向的保护围保护层沿倾斜的保护围可按卸压角划定，卸压角的数值同煤层倾角、开采深度、地层岩性等因素有关。各种条件下的卸压角，最好通过实地考察确定。在没有实测资料时，可按防治煤与瓦斯突规定推荐值进展选取，滥坝煤矿M16煤层倾角为 6，M16煤层与M23煤层层间距为45.5m，选取卸压角为 75。M16煤层开采后，M23煤层沿倾斜的保护围示意图详见图 3-2-1。图 3-2-1 M23煤层沿倾斜方向的保护围示意图3.2.2

37、 沿走向方向的保护围M16煤层除1603工作面外，其余采煤工作面停采时间已远超 3 个月、且卸压比拟充分，则采煤工作面对被保护层M23煤层沿走向的保护围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘，边界限可按卸压角 56-60划定取 58 ，走向方向保护围见图 3-2-2。图 3-2-2 M23煤层沿走向方向的保护围示意图综上所述，M16煤层开采后，一采区M23煤层保护围详见表 3-2-3 及“滥坝煤矿 M16煤层开采被保护层23煤层保护围平、剖面图。表3-2-3滥坝煤矿23层保护围块段点号坐标块段点号坐标*mYm*mYm块段一12946829.19035568085.871三32947081.3823

38、5568302.66422946776.35035568117.89442947145.08335568256.56332946838.59735568229.120块段四12946585.19435567596.65242946821.63435568239.94622946462.50835567449.20952946946.33035568468.49532946450.78635567396.12362947012.01435568420.95942946324.45235562325.246块段二12946842.35735567923.02952946179.6113556237

39、5.64822946790.93235567962.40162946160.59435567411.34732946994.30535568335.15972946241.00235567626.35342947046.57335568297.32782946339.97535567661.731块段12946922.27135567848.18192946413.27235567733.59722946856.94835567891.311102946547.67035567666.2554 区域防突措施效果检验4.1 区域措施效果检验指标与方法滥坝煤矿采取的区域防突措施为保护层开采。因此，

40、根据防治煤与瓦斯突出规定第五十一条的规定，以煤层剩余瓦斯压力实测值为主要指标，以煤层剩余瓦斯含量及其他指标为辅助指标，综合判定M23煤层被保护围的保护效果。1实测的煤层剩余瓦斯压力小于 0.74MPa 或剩余瓦斯含量小于 8m3/t的区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，保护层开采效果无效。2假设检验期间在煤层中施工钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时， 发生明显突出预兆的位置周围半径 100m 的区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。3在进展检验时，假设任何一个检验测试点的指标测定值到达或超过了临界值而判定为防突措施效果无效时， 则此检验测试点周围半径 100m 的

41、区域均判定为防突效果无效，即为突出危险区。测压钻孔施工地点应根据矿井实际开采、生产情况选择，现场地点需要一个能容纳钻机以及便于操作观测的空间。测压钻孔布置的具体要求为：1施工顺层钻孔，钻孔见煤点距煤层暴露点的距离必须大于 20m； 距断层、 裂隙、 火成岩的距离不小于 100m； 除在煤巷中测定本煤层瓦斯压力外，测定地点应选择在石门或岩巷中。2同一地点应打两个测压钻孔，钻孔口距离应在其相互影响围外，其见煤点的距离除石门测压外应不小于 20m。3钻孔应避开地质构造裂隙带、巷道的卸压圈和采动影响围。4测定煤层瓦斯压力的见煤点应避开地质构造裂隙带、巷道、采动及抽放等的影响围。5选择瓦斯压力测定地点应

42、保证有足够的封孔深度。6瓦斯压力测定地点宜选择在进风系统，行人少且便于安设保护栅栏的地方。4.2 测试方案及实施过程4.2.1 测试方案2014年9月1026 日， 对滥坝煤矿M23煤层进展煤样采集和煤层剩余瓦斯含量及剩余瓦斯压力的测定工作，同时收集矿井通风、瓦斯涌出以及相关数据统计分析等工作。根据矿井现有巷道布置情况，M23煤层采用直接测定煤层剩余瓦斯压力和煤层剩余瓦斯含量，即在巷道中施工顺层测压钻孔直接测定M23煤层剩余瓦斯压力。根据滥坝煤矿巷道的布置情况及测压钻孔布置的要求，确定在1603运输巷、1603回风巷、1603回风绕道和M23煤井底车场共布置 4个测压钻孔， 即在1603运输巷

43、临时水仓拐点以里66m处往东南方向布置 1号测压钻孔；在1603回风巷外田以里110m处往东南方向布置 2号测压钻孔； 在1603回风绕道33m处往东南方向上布置 3号测压钻孔；在M23煤井底车场20m处往东南方向布置 4号测压钻孔。对 M23煤层剩余瓦斯压力进展直接测试。测压检验钻孔布置详见附图，钻孔参数见表 4-2-1。表 4-2-1 滥坝煤矿M23煤层检验钻孔设计参数表钻孔编号开孔位置钻孔参数方位角0倾角0钻孔长度m11603运输巷211-376221603回风巷211-376231603回风绕道211-3762423煤井底车场21113404.2.2 实施过程本次保护层论证对滥坝煤矿一

44、采区M23煤层实际施工了4个效果检验孔， 其中， 实际施工直接测定一采区M23煤层剩余瓦斯压力的测压钻孔 4 个。现场测得一采区M23煤层剩余瓦斯压力数据 4 个，剩余瓦斯含量解吸数据 4组。实际施工钻孔参数详见表 4-2-2。另外，打钻过程中在运输下山采集了一组M23煤层煤样，送实验室进展M23煤层煤的瓦斯放散初速度及煤的巩固性系数指标的测定。表 4-2-2 滥坝煤矿M23煤层检验钻孔竣工参数表钻孔编号开孔位置钻孔参数钻孔特征方位角0倾角0孔深m111603运输巷211-3863.5岩【61.6】煤【1.9】211603回风巷211-3763.8岩【61.7】煤【2.1】311603回风绕道

45、211-3763.3岩【61.5】煤【1.8】423煤井底车场2111239.5煤【39.5】4.3 煤层剩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 cm3/g 作为计量单位。煤层剩余瓦斯含量是判定采取区域防突措施效果检验的重要参数之一。根据煤层瓦斯含量井下直接测定方法GB/T 23250-2009的相关规定及滥坝煤矿现场实际情况，本次采用直接法测定M23煤层剩余瓦斯含量。采用煤科院生产的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定M23煤剩余瓦斯含量。其工作原理为：通过向煤层施工取芯钻孔，用井下取芯系统将煤芯从煤层深部取出，选取保质性好的煤样及

46、时封入煤样筒中；井下进展煤样瓦斯解吸速度测定以及损失时间的记录，利用公式进展瓦斯损失量W1的计算；把装有煤样的煤样筒带到实验室进展常压解吸，测量从煤样筒中释放出的瓦斯量W21，与井下测量的瓦斯解吸量W22计算煤芯瓦斯解吸量W2；称量煤样总重后称取二次煤样进展常压粉碎解吸，并以此计算粉碎瓦斯解吸量W3，则可解吸瓦斯含量Wa为：Wa=W1+W2+W3。采用朗格缪尔公式计算常压残存瓦斯量Wc，则可得出煤层瓦斯含量WWa+Wc。瓦斯含量测定要求，钻孔施工完毕到开场取样不超过40分钟，开场取样到煤样装入煤样筒不超过30分钟。实验室测定的煤层瓦斯含量煤样残存瓦斯量见表 4-3-1表 4-3-1 滥坝煤矿区

47、域措施检验孔实测煤层瓦斯含量及压力结果表序号测压地点瓦斯损失量W1m3/t)瓦斯解吸量W2m3/t)粉碎瓦斯解吸量W3m3/t)可解吸瓦斯含量Wam3/t)残存瓦斯量Wcm3/t)煤层剩余瓦斯压力PMPa煤层剩余瓦斯含量Wm3/t)11603运输巷0.43530.45001.68302.49913.35290.1975.852021603回风巷0.37760.29560.87091.54413.35890.1574.903031603回风绕道0.40270.38551.20391.99213.35210.1765.3442423煤井底车场0.36000.38841.25522.00363.35

48、210.1765.35574.4 煤层剩余瓦斯压力测定煤层瓦斯压力是指煤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。它是煤层瓦斯流动和涌出的根本参数，亦是煤层瓦斯流动的动力，而且对于煤与瓦斯突出危险性预测与制订合理的防突措施等均起着重要的作用。因此，准确测定煤层剩余瓦斯压力是十分必要的。煤层瓦斯压力测定方法有两种，其一为直接法，即利用岩石巷道打顺层钻孔穿透煤层，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。本次对一采区M23煤层剩余瓦斯压力测定采用被动式测压法。4.4.1 测压钻孔的施工本工

49、程实施过程中，根据保护层开采的实际情况，采用了直接法测定被保护层的剩余瓦斯压力，即在巷道中选取适宜地点，沿煤层施工测压钻孔，成孔后清孔再封孔上压力表直接进展测定。施工测压钻孔时严格按照了测压钻孔的要求施工。测压钻孔施工的具体要求为：钻孔孔径为65mm 以上；有完整的打钻记录；当钻孔施工与本矿其它生产单位相互干扰时，需设置钻场，在钻场施工钻孔；当钻孔施工至煤层顶板或底板0.5m 以上时，应停顿打钻，在论证人员的指导下进展封孔测定工作；钻孔的方位角和倾角必须严格按照设计参数根据现场实际，在论证人员同意下可调整。4.4.2 封孔方法及工艺封孔方法：上行孔采用纯水泥浆封孔，下行孔采用水泥砂浆封孔。封孔

50、长度视煤层顶、底板岩性及钻孔见测定煤层长度而定，封孔长度为 1020m。封孔工艺：钻孔封孔，上行孔封孔采用封孔泵封孔，封孔时先将测压管4铁管缠生料带接好，按预定深度放入孔；再将注浆用 6PE管放入孔；然后在孔口段用带有马丽散的棉纱送入孔，待马丽散膨胀凝固将测压管和注浆管固定后，注浆封孔。注浆时，将配制好的水泥浆用封孔泵通过注浆管注浆封孔，待测压管返浆后停顿注浆，关掉注浆管的阀门，使水泥砂浆不流出，撤除封孔泵，测压孔封孔完毕。下行孔封孔时，先用压风将钻孔的积水吹干，然后用铁丝将棉纱捆扎在带有挡板的测压尾管上，缠上生料带用配套接头与测压管连接送入钻孔，待测压管长度到达预定封孔深度时，在孔口用铁丝将

51、测压管固定，将配制好的水泥砂浆直接注入测压钻孔，直至钻孔孔口，封孔工作完成。瓦斯压力测定钻孔封孔工艺见图 4-4-1。图 4-4-1 瓦斯压力测定封孔工艺示意图4.4.3 压力的观测及读数在完成封孔工作 24h 后，水泥混合浆固化到达一定强度后进展测定工作，在测压管端头装上球阀，安装压力表。观察压力值，当压力表量程不够时，关闭压力表接头上的球阀， 更换量程大的压力表。 当读数稳定没有变化时 一般不少于一周 ，这个读数即为最终的瓦斯压力表压 本次所施工的 1号4号测压钻孔所测定的M23煤层剩余瓦斯压力表压观测记录详见附件“23煤测压成果表 。各测压孔煤层瓦斯压力变化曲线见图 4-4-24-4-5

52、。图 4-4-2 1号测压钻孔瓦斯压力上升曲线图图 4-4-3 2号测压钻孔瓦斯压力上升曲线图图 4-4-4 3号测压钻孔瓦斯压力上升曲线图图 4-4-5 4号测压钻孔瓦斯压力上升曲线图4.4.4 采用间接法测定的煤层剩余瓦斯压力采用间接法测定煤层瓦斯压力为利用新鲜煤样，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。由于滥坝煤矿一采区在现有巷道条件下，布置顺层钻孔采用直接法测定 M23煤层剩余瓦斯压力的地点有限，因此，本次滥坝煤矿一采区M23煤层保护效果检验指标测试补充采用了间接法测定煤层剩余瓦斯压力。间接法测定煤层剩余瓦斯压力，即利用测定的煤层剩余瓦斯含量，a、b

53、吸附常数值，孔隙率等参数，根据煤矿瓦斯抽采根本指标 AQ1026-2006规定，煤层瓦斯压力与煤层瓦斯含量的换算关系，采用煤科院生产的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定M23煤运输下山的剩余瓦斯含量时。同时也换算出煤层残存瓦斯压力。煤样残存瓦斯压力见表 4-3-14.5 瓦斯放散初速度指标测定瓦斯放散初速度指标p 表示煤放散瓦斯的能力。p 是反映煤层突出区域危险性的一种单项指标。采用煤科院生产的WFC2瓦斯放散初速度测定仪测定瓦斯放散初速度指标p。测定方法如下：1、 取样：在井下软分层中取新鲜煤样2公斤左右并详细记录采样地点和煤样编号。2 、制样：筛取0.20.25mm、20克左右煤样称两份各3

54、.5克放入煤样瓶中在盖上一层脱脂棉放入主机中在样瓶阀门下涂密封油，将剩余煤样保存。3、 翻开主机电源，启真空泵。 计时脱气20分钟后关闭两通阀、在计时10分钟后显示压力值，显示压力值不得大于20如果大于20要检查那里漏气，排除后再计时脱气20分钟后关闭两通阀、在计时10分钟后显示压力值，4、脱气1小时30分后，将充好有甲烷的广口瓶与主机相连，同时关闭煤样瓶和两通阀清洗管路。 5 、关闭真空泵，翻开三通阀三管都相通和煤样瓶梳形管相通吸附甲烷1小时30分。6、吸附甲烷1小时30分后关闭三通阀主机与梳形管相通关闭煤样瓶都不通。7、翻开煤样瓶梳形管相通，进展采样。8、关闭电源。本次论证，在一采区 M2

55、3井底车场采集了一组煤样，送实验室进展M23煤层煤的瓦斯放散初速度指标的测定。测定结果见表 4-5-1。表 4-5-1 滥坝煤矿M 23煤层p、f 值测定结果表采样地点瓦斯放散初速度p(mmHg)巩固性系数 f23煤井底车场181.334.6 煤的巩固性系数测定煤的巩固性系数 f 是表示煤抵抗外力破坏能力的一个综合指标， 它主要由煤的物理力学性质所决定。它实质上所反映的是单位质量的煤破坏所消耗能量的大小，是反映煤层突出危险性的另一单项指标。煤的巩固性系数 f 值采用落锤破碎法测定，测定方法如下：1在现场采取煤样，从中选取块度为 2030mm 的小煤块分成 5 份，每份重 50g， 各放在测筒进

56、展落锤破碎试验， 测筒包括落锤、 圆筒及捣臼组成；2将各份煤样依次倒入圆筒及捣臼，落锤距离臼底 600mm 高度自由下落，撞击煤样，每个煤样落锤 15 次，可由煤的巩固程度决定。5 份煤样全部捣碎后，例如 0.5mm 筛孔的筛子，小于 0.5mm 的筛下物倒入直径23mm 的量筒，测定粉末的高度 h，试样的巩固性系数由下式求得：F2030=20n/h式中：f2030煤样粒度 2030mm 的测定值;n落锤撞击次数，次；h量筒测定粉末的高度，mm。本次测定，在M23井底车场采集了一组煤样，送实验室进展 M23煤层煤的巩固性系数指标的测定。测定结果见表 4-5-14.7 煤的破坏类型的判定煤的破坏

57、类型是指煤体构造受构造应力作用后的破坏程度，由于煤的物理、力学性质和特征不尽一样， 防治煤与瓦斯突出规定中将其分为 5 种类型， 分别为类 非破坏煤 、 类 破坏煤 、 类 强烈破坏煤 、 类 粉碎煤和类全粉煤 。通过对滥坝煤矿一采区M23煤层暴露煤体构造的宏观观察，一采区M23煤层为丝-半炭暗亮煤或暗煤；以不规则粒状构造为主，该构造由镜质组分及显微镜质组分、惰性组分及惰性显微组分和局部矿物杂质构成；煤层用手极易剥成小块，中等硬度，构造附近硬度低，用手捻之成粉末。综合判定一采区M23煤层最大破坏类型应属类。5 效果检验指标测试结果及保护围5.1 效果检验指标测试结果本次保护效果论证，实测的M2

58、3煤层剩余瓦斯含量为 4.90305.8520m3/t； 采用直接测压法，现场测得 M23煤层的剩余瓦斯压力为 0.070.1.2MPa；利用实测的煤层瓦斯含量计算的M23煤层剩余瓦斯压力为 0.1570.197Mpa。M16煤层与M23煤层的层间距为45.5m，矿井在M16煤层保护层开采期间未对M23煤层的卸压瓦斯进展抽放，在 M23煤井底车场掘进期间也没有进展本煤层瓦斯抽采。根据掘进期间的突出危险性效果检验统计表及通风瓦斯报表，综合分析可知：在工作面掘进期间瓦斯涌出量均较小，最大为1.3365m3/min。工作面突出危险性预测值K1 值最大为0.30mL/g，钻屑量最大值为2.4kg/m，未发现超过临界值的现象。因此，可以认为本次测得的滥坝煤M23煤层剩余瓦斯含量和剩余瓦斯压力数据可靠。5.2 保护效果及保护围根据滥坝煤矿 M16、M23煤层的赋存特征、防治煤与瓦斯突出规定中有关上保护层开采最大保护垂距的规定 、 矿井瓦斯涌出量预测方法 AQ1018-2006附录 D 以及本次实际测定的M23煤层剩余瓦斯压力和剩余瓦斯含量，并结合M23煤井底车场掘进期间的瓦斯涌出情况，综合判定滥坝煤矿M23在M16保护围，保护效果有效，其保护围详见附图。6 论