岱河矿采空区顶板冒落及瓦斯涌出规律和瓦斯治理研究项目研究报告.doc

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1、岱河矿采空区顶板冒落及瓦斯涌出规律和瓦斯治理研究项目研究报告淮北矿业集团公司岱河煤矿淮北矿业集团公司通风处中国矿业大学目 录1 前 言11.1 研究现状及意义11.1.1 国内外研究现状11.1.2 研究的意义11.2 工作面地质及生产技术条件21.2.1 煤层赋存条件21.2.2 顶底板岩性及煤层厚度情况21.2.3 工作面生产技术条件21.3 研究内容及技术路线21.3.1 主要研究内容21.3.2 研究目标21.3.3 研究与实验方法32 三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究52.1 矿井地质概况52.1.1 地 层52.1.2 构 造62.1.3 岩浆岩72.1.4 煤层72.2 煤层瓦斯压

2、力测定及瓦斯压力梯度102.2.1 煤层瓦斯压力测定技术102.2.3 煤瓦斯压力测定112.3 3 煤瓦斯参数及突出参数测定122.3.1 瓦斯含量测定122.3.2 瓦斯放散初速度DP测定142.3.3 煤的坚固系数测定152.3.4 钻屑瓦斯解吸指标152.3.5 钻屑量指标152.3.6 煤与瓦斯突出危险性分析162.4 瓦斯涌出规律及涌出量预测172.4.1 3煤瓦斯涌出情况统计172.4.2 3煤深部瓦斯涌出量预测182.4.3 3煤高瓦斯区域分析212.5 小结213 采空区顶板冒落规律相似模拟实验研究223.1 模拟实验方案223.1.1 模拟工作面条件223.1.2 相似条件

3、确定223.1.3 模型的铺设223.1.4 实验方法223.2 岩层控制的关键层理论简介253.2.1 岩层控制关键层理论的提出253.2.2 关键层的定义和特征253.2.3 岱河矿煤层覆岩中的关键层分析263.3 工作面初采期间顶板冒落规律263.3.1 直接顶的初次垮落263.3.2 老顶的初次垮落273.4 工作面正常推采期间顶板冒落规律283.4.1 关键层1破断前283.4.2 关键层1破断后313.4.3 关键层2破断后343.5 小结374 采空区顶板冒落的关键层理论分析394.1 煤层顶板覆岩采动裂隙分布特征394.1.1 煤层顶板覆岩采动裂隙分布394.1.2 “O”形圈

4、的形成过程394.2 裂隙带高度的确定404.2.1 关键层理论404.2.2 关键层上的载荷414.2.3 关键层、岩层组合及离层确定424.2.4 顶板岩层破断岩层裂隙434.2.5 经验公式434.2.6 综合分析444.3 小结465 工作面覆岩冒落规律的实测研究475.1 工作面覆岩破坏与矿压规律观测方案475.1.1 观测目的475.1.2 观测内容与方法475.1.3 观测时段495.2.4 观测仪器495.2 工作面顶板冒落规律505.3 工作面的顶板压力分布规律535.3.1 工作面沿推进方向压力分布535.3.2 工作面沿面长方向压力分布535.4 支柱的承载特征分析545

5、.4.1 工作面支柱支护阻力分布频率545.4.2 工作面支柱的增阻特性565.5 支柱工作阻力与补撑力相关性分析575.6 采动影响下回采巷道围岩变形与支护阻力变化规律595.6.1 回采巷道围岩变形605.6.2 回采巷道支护阻力变化规律615.7 小结636 顶板高位钻孔瓦斯抽放工艺设计646.1 抽放方法及其技术原理646.1.1 抽放方法选择646.1.2 高位钻孔瓦斯抽放技术原理646.2 抽放工艺参数设计646.2.1 钻场设计646.2.2 钻孔的开孔位置及标号656.2.3 顶板钻孔层位的确定656.2.4 钻场之间的压茬关系666.2.5 顶板抽放钻孔在倾向方向上控制的范围

6、696.3 钻场钻孔具体布置参数706.4 抽放系统716.4.1 抽放管路716.4.2 抽放及钻孔施工设备716.4.3 瓦斯流量测定方法716.5 小结737 瓦斯抽放效果分析747.1 第一第四钻场瓦斯抽放数据统计747.1.1 第一钻场瓦斯抽放数据统计及分析747.1.2 第二钻场瓦斯抽放数据统计及分析757.1.3 第三钻场瓦斯抽放数据统计及分析767.1.4 第四钻场瓦斯抽放数据统计及分析777.1.5 第一第四钻场瓦斯抽放数据汇总787.2 瓦斯抽放情况分析807.2.1 瓦斯抽放情况随工作面推进的变化807.2.2钻孔终孔法距对瓦斯抽放情况的影响827.2.3钻孔终孔平距对抽

7、放瓦斯情况的影响837.2.4抽放纯瓦斯流量与抽放负压的关系847.3 高位钻孔瓦斯抽放率统计847.4 回采期间上隅角及回风巷瓦斯浓度情况857.5 小结868 结 论881 前 言1.1 研究现状及意义1.1.1 国内外研究现状瓦斯灾害及顶板事故是煤矿重要安全问题。瓦斯超限引起的瓦斯爆炸不仅造成大量人员伤亡，而且还会严重摧毁井巷设施。瓦斯超限的原因主要是煤层瓦斯含量高，瓦斯涌出量大。此外采空区顶板冒落时，采空区瓦斯会加快涌出，造成短时间瓦斯超限。治理瓦斯最有效的措施是进行瓦斯抽放。瓦斯抽放的技术很多，如底板穿层钻孔抽放瓦斯技术、沿煤层钻孔抽放瓦斯技术、高位瓦斯抽放巷道抽放技术、高位钻孔瓦斯

8、抽放技术和埋管抽放采空区瓦斯技术。其中高位钻孔瓦斯抽放技术是近年来国内外开始采用的抽放新技术，在淮北矿区得到了推广应用。高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放，主要作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放瓦斯，并且减小上邻近层瓦斯涌向工作面的可能性，同时，对采空区下部的瓦斯起到拉动作用，减少采空区瓦斯向工作面的涌出量和上隅角的瓦斯含量。在岱河煤矿高位钻孔瓦斯抽放技术和埋管抽放采空区瓦斯技术同时运用，虽然起到了较好作用，但抽放效果不稳定。高位钻孔抽放的关键是选择最佳的布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距，将抽放钻孔布置在工作面上隅角顶板上部的裂隙带内，才能获得最佳抽放效果。目前基本都是根据

9、各矿自己的经验，自己确定，然后根据效果的好坏再做相应的调整。为了提高高位钻孔瓦斯抽放效果，最根本的办法是研究采空区顶板冒落规律，根据研究采空区顶板生成裂隙、冒落情况对抽放工艺优化设计，从而提高抽放效果，治理瓦斯。对采空区顶板冒落规律的研究，传统的方法是测定支架工作阻力，通过阻力的变化分析顶板冒落规律。本项目拟通过实验室模拟、支架工作阻力测定、采用关键层理论进行理论研究，研究采空区顶板冒落情况，从而确定钻孔的最佳布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距。并研究高位钻孔抽放和埋管抽放两种工艺的协同措施，提高抽放效果，综合治理瓦斯。1.1.2 研究的意义瓦斯爆炸事故不仅造成大量人员伤亡，而且还会严重摧毁井巷

10、设施，因此研究瓦斯赋存和涌出规律、研究瓦斯综合治理措施，防止瓦斯事故，具有重要的社会效益和经济效益。高位钻孔瓦斯抽放技术是近年来国内外开始采用的抽放新技术，在淮北矿区得到了较多的应用。但高位钻孔布孔层位确定往往是根据经验，抽放不稳定，影响了抽放效果；解决的方法就是研究采空区顶板离层、断裂、冒落规律。本项目除了利用传统支架工作阻力测定法，还通过实验室模拟、采用关键层理论进行理论研究，研究采空区顶板冒落情况。研究方法是全面的、系统的，技术手段是先进的，经过努力一定能获得很好的研究成果，并能在淮北矿业集团其它矿井和全国高瓦斯矿得到推广应用。1.2 工作面地质及生产技术条件1.2.1 煤层赋存条件本工

11、作面位于2扩采区轨道上山东翼，上部以3214工作面采空区和3216机巷为界，东部靠近岩墙以2扩采区边界为界，下部为未开采区。该阶段三煤层赋存较稳定，结构简单为两煤一矸，夹矸时有时无，厚度1.82.0m，平均1.9m。呈光亮型，块状结构。三四煤层为合并分叉状态，层间距自东向西逐渐变厚为0.20.4m，平均0.3m。四煤层结构复杂，主要有三煤两矸组成，平均厚度2.3m。其设计走向长500m，倾斜长140m，煤层倾角38，从周围巷道资料来看，该阶段构造较发育，有多处断层落差在1.5m以上。该工作面距上邻近层2煤平均距离为18.16m；距下邻近层4煤平均距离为2.69m左右，距51煤7.2m，距9.8

12、m。1.2.2 顶底板岩性及煤层厚度情况直接顶多为1.54.0m的灰黑色泥岩、砂质泥岩，该顶板固结性好，除断层带内岩石较破碎外，其顶板较完整，工程条件较好，施工时不易发生冒顶。老顶多为灰黑灰色砂质泥岩、细中粒砂岩。底板多为泥岩。具体情况见煤岩层综合柱状图1.1。1.2.3 工作面生产技术条件试验工作面为岱河矿3煤炮采工作面，3煤上有0.5m厚的薄煤层2煤，该煤层不采。煤层覆岩中不含承压水，所以不考虑地下水的作用。煤层埋深411m，工作面长度150m，煤层厚度3m，采高3.0m，循环进尺1.0m，日循环数22.5个。1.3 研究内容及技术路线1.3.1 主要研究内容（1）3煤瓦斯赋存及涌出规律研

13、究；（2）采空区顶板冒落规律研究；（3）瓦斯治理方法研究。1.3.2 研究目标（1）查明3煤瓦斯赋存规律和涌出规律，为通风和瓦斯管理提供基础依据。（2）通过对采空区顶板冒落规律的研究，查明老顶来压规律和步距，为顶板管理提供依据，减少工作面顶板事故；查明采空区顶板产生裂隙、离层、断裂情况，为采空区抽放设计提供依据，提高抽放效率。地 层层 厚柱状图岩 性 描 述系统组二叠系下统下石盒子组6.36灰浅灰色砂质页岩8.31灰白色中粒石英砂岩3.91灰色砂质页岩4.24深灰色页岩0.542煤：灰黑色块状有光泽0.98灰色页岩2.27灰白色细粒砂岩底部有煤线11.13灰灰白色页岩4.533煤，夹页岩8灰深

14、灰色砂质页岩7.16灰白色中粒砂岩，夹少量砂质页岩0.20煤2.47灰深灰色页岩图1-1 3217工作面煤层综合柱状图（3）通过对现有高位钻孔抽放和埋管抽放效果的考察，并结合采空区顶板冒落规律研究成果，重新进行抽放工艺设计，提高抽放效果，综合治理瓦斯。1.3.3 研究与实验方法（1）3煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究1）搜集了3煤瓦斯压力资料，取煤样进行吸附常数a、b值的测定，计算瓦斯含量； 2）研究3煤地质构造，包括断层、褶皱，综合分析瓦斯赋存规律；3）搜集整理3煤所有已经回采工作面瓦斯涌出资料，通过回归分析求得瓦斯涌出梯度，并研究瓦斯分布涌出规律；（2）采空区顶板冒落规律研究1）在实验室根据顶

15、板岩性建立矿压试验模型，观察顶板冒落规律；2）测定支架工作阻力，研究采空区顶板老顶来压规律和步距；3）采用关键层理论，结合实验、观测结果，研究顶板冒落规律。（3）瓦斯治理方法研究1）对现有高位钻孔抽放和埋管抽放效果进行考察；2）结合采空区顶板冒落规律研究成果，分析钻孔的最佳布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距，重新进行抽放工艺设计，并考察抽放效果；3）研究高位钻孔抽放最佳工艺参数，提高抽放效果，综合治理瓦斯。2 三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究岱河矿1996年前定为低瓦斯矿井，但随着开采逐步加深，瓦斯涌出量逐年增大，自1996年起被定为高瓦斯矿井。3煤层是岱河矿主采煤层。除了开采深度外，地质因素也是

16、影响瓦斯涌出量大小的重要因素，比如上覆岩层岩性、断层、褶曲、煤化程度、岩浆岩侵入等都会影响瓦斯压力和瓦斯含量，从而影响瓦斯涌出量，造成瓦斯涌出局部增大的现象。比如32采区的3322、3326、3327、3328、33210等工作面，以及28采区的2389下、23810工作面瓦斯涌出量异常增大，增加了矿井通风和安全管理的难度。因此应总结研究瓦斯赋存状况和瓦斯涌出规律，为矿井通风和瓦斯管理提供依据。本项目通过资料整理、现场测试和理论分析，研究岱河庄煤矿主采煤层（3煤）的瓦斯赋存状况及瓦斯涌出规律，为搞好通风和瓦斯防治工作提供理论依据。2.1 矿井地质概况岱河煤矿位于淮北煤田濉萧矿区闸河向斜中段之西

17、翼。井田南部以杨庄地堑为界与朱庄矿为临，北以河洼地堑的HF2正断层为界，与朔里矿临近，东南与张庄矿为技术边界，东部以HF3逆断层和HF2号正断层与张庄矿、石台矿和杜集区的房庄矿为自然边界。西至煤层露头，南北长5.6km，东西宽1.34km，面积约19.16km2。岱河矿1960年5月2日破土动工，1965年12月25日建成投产。矿井原设计能力60/万吨。矿井开拓为一对竖井，两个风井，回风水平-75m，一水平-250m，二水平-350m。矿井通风方式为中央对角式。矿井投产后第四年达到设计能力，1969年出煤63.8万吨，1971年二水平开始延深勘探，次年4月施工东风井，井底标高-277m，198

18、0年5月1日投产出煤。矿井经改造后核定能力为90万吨/年。1996年重新核定能力为140万吨/年。2.1.1 地 层岱河井田地层虽属华北型沉积，但缺失地层较多，其中上奥陶统下石炭统、二迭系上统的石千峰组、三叠系、侏罗系、白垩系及第三系均缺失。井田含煤地层为石炭系、二迭系，以二迭系下统的下石盒子组为主、山西组次之，石炭系太原组和二迭系的上石盒子组均有煤沉积，但煤层极薄，且不稳定，都不可采。中石炭统本溪组不含煤，含煤地层总厚58817m，含煤地层上部全部被第四系所覆盖。据井田内钻孔揭露资料统计，3煤为下二迭统下石盒子组(P1x)。本组为陆相连续沉积于山西组之上，厚191.5288.4m，平均201

19、.93m，其岩性由灰白色细中粒砂岩，灰、深灰色泥岩、粉砂岩，灰白、灰紫色铝质泥岩或含鲕状铝质泥岩及花斑状鲕状泥岩和煤层组成，旋回结构明显。本组最底部为灰色、灰紫色鲕状或不含鲕粒的铝质泥岩，湖相化学沉积，分布范围广，层位、厚度稳定，是本井田最主要的标志层，即K2，为山西组与下石盒子组分界的主要依据。下段为本井田最主要的含煤段，厚5070m，平均58m左右。煤层总厚013.05m，平均5.52m，含煤4层，主采煤层1层，即3煤层，局部可采煤层2层即4、5煤层及零星可采煤层6煤层，煤层之间岩性多以砂质泥岩、泥岩组成，局部地段煤层顶板为细中粒砂岩，在井田中部及东北部5煤层受古河流冲刷影响严重，其顶板为

20、细中粒条带状或厚层状砂岩。2.1.2 构 造本井田位于闸河复向斜中段西翼，井田北部以河洼地堑与朔里矿形成自然边界，南部以杨庄地堑与朱庄矿为界，井田东北有HF3断层与石台矿为界。-250m水平以上煤岩层走向变化较小，除南部和北部走向发生变化外，基本上为一单斜构造，倾角830，平均约15左右，南部三采区倾角多为25；-250m水平及其以下，煤岩层产状变化较大，由三个褶曲构造组成，由北向南依次为官庄向斜、吕庄背斜、马庄向斜。见图2-1。一、褶曲1、官庄向斜位于井田北部，为一封闭式的向斜盆地，构造形态为一“柿”状，向斜轴向为180 ，浅部煤层倾角略大为1015 ，向斜轴部煤岩层趋于平缓。2、吕庄背斜位

21、于井田中部，处于官庄向斜和马庄向斜之间，为一产状较平缓的隆起构造，背斜构造向西不甚明显，轴向为118 ，煤岩层倾角为38 。3、马庄向斜位于井田中南部，为井田内主要褶曲构造，由于受EF1-1、EF1-2断层切割而形成南、北两个部分，北部为1采区，南部为3采区。1采区构造形态呈一“马蹄”型，向斜轴向由北东55 转北西25 左右，并向北延深至4采区，煤层倾角西部北部较小，为59，东部煤层倾角较大，为618；另外，在东部又发育有次一级的小向斜，轴向为95。3采区构造形态呈一“V”字型，轴向55，向斜轴在其走向上局部起伏不平，于仰起处往往形成次一级小背斜，凹下处，则成为次一级小向斜，煤岩层倾角多为15

22、25，南部转折端倾角达30。二、断层断裂构造除边界构造以外，井田中部有EFl、EF1-1、EF1-2、5Fl等断层。这些构造对区段、采区设计和水平延深都有一定的影响。根据断层的展布方向，可归纳为NWW、NE和NNE向三组断裂。1、NWW向断裂一般落差较大，倾角较陡，延展较长，断层两盘岩石产状变化较大，断层面上往往出现角砾岩带。2、NE向断裂主要为中小断层，走向一般为4560，倾角变化较大，延展较远，以正断层为主。3、NNE向断裂本组断裂在井田内较发育，倾角一般为3065，落差一般在5m以下，延展长度较小，呈突变性质，为一“枣核”状。4、层滑构造该类构造广泛分布，顺煤层顶板的层滑构造推切于煤层中

23、，致使煤层变薄，尖灭，缺失，三煤层因层滑构造影响，厚度由原来的2.0m变薄到0.2m。2.1.3 岩浆岩岩浆主要侵人煤系地层之中，其中尤以煤层层位为主，在主要可采煤层中，以三煤层被侵蚀最严重，其侵入面积占可采面积的68.9，其中三水平马庄向斜侵人范围约占100。就整个井田而言，岩浆侵入深部较浅部严重，南部较北部严重，见图2-2。由于岩浆的侵入对煤层破坏严重，使井田范围内出现了大面积的侵入无煤区和侵入变薄区，给开采和安全生产带来了困难。岩浆侵入对煤质的影响甚大，使煤层在区域变质的基础上又迭加了接触变质，使煤的物理和化学性质发生了一系列的变化。由于岩床、岩墙在井田内广泛分布，使岩墙附近由远及近煤的

24、变质程度逐渐变高，以次出现了贫煤、瘦煤、焦煤、无烟煤、天然煤，且呈南北向条带分布，岩浆侵入使井田内煤种复杂，煤类齐全。2.1.4 煤层一、含煤性井田内含煤地层以二迭系下统的下石盒子组为主，山西组次之，石炭系太原组含薄煤层不可采，本溪组不含煤，石炭、二迭系含煤共17层，煤层总厚9.76m，可采及局部可采煤层共5层，平均可采煤厚6.97m，煤系地层总厚588.17m，含煤系数1.66。下石盒子组煤层为井田主要含煤地层，含主采煤层3煤层，局部可采煤层4、5煤层，零星可采煤层2煤层。另外，5煤层以下，铝质泥岩(K2)之上含煤线1-3层。2煤层之上至K，砂岩之间含煤线1-4层、极不稳定，均不可采，无经济

25、价值，本组含煤系数为2.73。现将主要煤层情况论述如下：（1）4煤层属井田内局部可采煤层。位于铝质泥岩(K2)之上26.7m左右，下距5煤层11.5m左右，井田中部及东北部较大，最大可达24m。与3煤层呈分叉合并关系。本次把3、4煤层间距小于0.7m的4煤层合并于3煤层参与储量计算，大于0.7m的4煤层单独计算。图2-1 岱河井田构造纲要示意图图2-2 3煤层岩浆岩体侵蚀范围示意图因此，井田南部可采点较少，北部稍多。二水平及其以下穿过其层位钻孔143个，见煤点61个，可采点38个，占全部钻孔的26.6，占见煤钻孔的62.3。煤厚03.34m，平均0.69m，可采点平均煤层1.31m，煤层结构较

26、简单，局部结构较复杂，含夹矸13层，多为泥岩和炭质泥岩，厚00.68m，煤层对比较为可靠。煤层受岩浆岩影响较小，7线以北基本不受影响，南部受岩浆岩影响稍大，侵入特征主要是穿层侵入，侵入面积占可采面积的13.5。煤层顶板即3煤层底板，多为泥岩和炭质泥岩；底板为深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为砂岩。含植物化石较丰富。（3）3煤层井田内主采煤层，对比程度高，可靠性高，位于下石盒子组底部，铝质泥岩之上2540m，一般33m左右，下距4煤层09m，平均3m左右，与4煤层为分叉合并关系。煤层稳定，厚度较大，06.1m；平均2.83m左右，煤层结构复杂，有夹矸14层，局部5层以上；其中，尤以三水平马庄向斜最为明

27、显。二水平及其以下穿过其层位的钻孔143个，见煤点140个，可采点118个，占全部钻孔的82.5，可采点平均厚2.9m左右；官庄向斜等地区发育及赋存最好，厚度变化小，厚度一般均小于2.5m。夹矸单层厚00.69m，一般0.10.4m左右，第一层夹矸为肉红色泥岩，厚度稳定，分布范围广，是本煤层区别于其它煤层的主要标志之一，其余夹矸多为灰白色泥岩、砂质泥岩或黑色炭质泥岩，一般较稳定，局部变化较大。各分层煤以顶分层最为稳定，其它分层与顶分层相比稳定性较差。2.2 煤层瓦斯压力测定及瓦斯压力梯度2.2.1 煤层瓦斯压力测定技术我国煤矿大多数是瓦斯矿井，其中高瓦斯和瓦斯突出矿井约占42%，瓦斯事故是煤矿

28、生产中最严重的自然灾害之一。煤层瓦斯压力是瓦斯涌出和突出的动力，也是煤层瓦斯含量多少的标志。准确测定瓦斯压力对矿井有效而合理地制定防治瓦斯的措施，预测预报煤与瓦斯突出的危险性，具有重要的意义。瓦斯压力测定实施步骤如下：（1）选择测压孔的位置测压孔应尽量垂直于煤层，选择的钻场位置应便于安装钻机，不影响煤矿正常生产。封孔工艺如图2-3。（2）安装瓦斯管和回浆管瓦斯管为内径3mm的高压胶管，用于测定瓦斯压力。瓦斯管的总长度由钻孔长度确定。瓦斯管最前端用纱布包裹，防止煤渣进入瓦斯管。回浆管为1吋塑料管。2m长一节，用接头相连，胶水密封。回浆管末端带有阀门。将瓦斯管和回浆管一起送入钻孔。（3）安装注浆管

29、注浆管为1吋铁管，长1m，带有阀门和高压胶管快速接头，以便和注浆泵相连。将瓦斯管注浆管送入钻孔。图2-3 注浆封孔测压示意图（4）密封钻孔口为了防止注入的浆液流出钻孔，必须先对钻孔口密封。所需材料为快干水泥。（5）注浆配制浆液：425硅酸盐水泥，加入适量膨胀剂、铝粉、柠檬酸、碳酸锌等。待快干水泥凝固后，用注浆泵把水泥浆通过注浆管注入钻孔，待回浆管有浆液流出后停止注浆，并关闭注浆管上的阀门。（6）初次测流量关闭注浆管，如果瓦斯流量大的话就使用流量计测流量，如果流量小的话就使用瓶子收集瓦斯，根据收集瓦斯的时间计算瓦斯流量。（7）第二次测流量注浆24h后用同样的方法再测一次流量，然后安装压力表。（8

30、）瓦斯压力观测定期观测瓦斯压力，直至瓦斯压力稳定为止。2.2.3 煤瓦斯压力测定岱河以往的瓦斯压力测定结果如表2-1（3煤瓦斯压力）所示。表2-1 3煤瓦斯压力测定序号钻 孔 位 置测定时间钻孔深度（m）标高（m）瓦斯绝对压 力(MPa)坐标1二扩回风上山1997.548.2-384.90.34X:6160Y:8410Z:-418.72二皮带巷下口1997.5.39.5-404.10.40X:6250Y:8265Z:-43533522集中巷1997.541.6-330.30.30X:6615Y:7815Z:-364.3图2-4 3煤瓦斯压力与标高的关系从图2-4可知，3煤瓦斯压力与标高关系为：

31、P = -0.0012H - 0.1079式中：P为瓦斯压力，MPa；H为标高，m。3煤瓦斯压力梯度为0.0012MPa/m。2.3 3 煤瓦斯参数及突出参数测定2.3.1 瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是计算瓦斯储量与瓦斯涌出量的基础，也是预测煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一，所以准确测定煤层瓦斯含量是很重要的。煤层瓦斯含量的测定方法较多，主要有勘探钻孔煤芯解吸法、工作面钻孔煤屑解吸法、瓦斯含量系数法以及高压吸附法。其中高压吸附法是常用的实验室测定方法之一。其方法是，把从井下采集的新鲜煤样破碎，取0.20.25mm煤样80g，装入测定罐。先在70C条件下，抽真空脱气2天，然后在0.10.5MPa压

32、力与30C恒温条件下吸附甲烷，测量吸附或解吸的瓦斯量，并换算成标准状态下每吨可燃物吸附的瓦斯量以及吸附常数a、b，并绘制30C等温吸附线。采集新鲜煤样，先进行工业分析，分析结果见表2-2。然后进行瓦斯含量测定，表2-3为3煤煤样测定数据表。表2-2 煤样工业分析煤样水分（%）灰分（%）真比重（g/cm3）假比重（g/cm3）3煤（3217工作面）0.7712.241.361.31表2-3 3煤瓦斯吸附实验数据瓦斯压力（MPa）瓦斯体积（ml/g）吸附常数a(ml/g)吸附常数b(MPa-1)0.397.61a=15.60b=2.631.4110.412.4011.733.2612.444.06

33、12.764.8512.81图2-5为3煤瓦斯等温吸附曲线，从图中可以看出，该吸附曲线符合朗格谬尔方程，即式中：V-吸附量；P-气体压力；a，b-吸附常数根据等温吸附数据可计算出吸附常数a，b值，如表2-3所示。利用吸附常数a、b值、工业分析和煤层瓦斯压力就可计算煤层瓦斯含量。煤层瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯。煤的游离瓦斯含量，按气体状态方程求得式中：V-单位重量煤的孔隙容积，m3/t；P-瓦斯压力，MPa；T0、P0-标准状况下绝对温度（273K）与压力（0.101325MPa）；T-瓦斯绝对温度（K）；-瓦斯压缩系数；Xy-煤的游离瓦斯含量，m3（标准状态下）/t（煤）。图2-5 3煤瓦

34、斯等温吸附曲线煤的吸附瓦斯含量，按朗格谬尔方程计算并考虑煤中水份、可燃物百分比、温度影响系数，由此，煤的吸附瓦斯量为式中：a、b-吸附常数；P-煤层瓦斯压力，MPa；t0-实验室测定煤的吸附常数时的实验温度，；t-煤层温度，；n-系数，按下式计算：；A、W-煤中的灰分和水分，%；Xx-煤的吸附瓦斯含量，m3（标准状态下）/t（煤）。煤的瓦斯含量，等于游离瓦斯与吸附瓦斯含量之和：X=Xx+Xy利用以上公式可计算3煤瓦斯含量。2.3.2 瓦斯放散初速度DP测定瓦斯放散初速度P是预测煤与瓦斯突出危险性的指标之一，该指标反映了含瓦斯煤放散瓦斯快慢的程度。P值的大小与煤的瓦斯含量、孔隙结构和孔隙表面性质

35、和大小有关。在煤和瓦斯突出的发展过程中，瓦斯的运动和破坏力，在很大程度上取决于含瓦斯煤在破坏时的解吸和放散能力。其测定方法是，取新鲜煤样，粉碎后筛取0.20.25mm的煤样3.5g，装入P测试仪中，真空脱气1.5h。然后将已吸附瓦斯的煤样与真空小球相通，使瓦斯放散，并记时，10s后切断相通，记录瓦斯压力值P1（mmHg柱），45s时恢复相通，60s时切断，记录瓦斯压力P2（mmHg柱），则瓦斯放散初速度p为：P=P2P1表2-4列出了3煤煤样瓦斯放散初速度P测定结果。表2-4 煤样瓦斯放散初速度P煤层采样地点p33217工作面5.452.3.3 煤的坚固系数测定煤的硬度是影响煤与瓦斯突出的重要

36、因素，常用落锤法测定。测定结果如表2-5所示。表2-5 煤的坚固系数f值测定结果煤层采样地点落锤次数n粉末高度h（mm）f值3煤3217工作面3118.90.5032.3.4 钻屑瓦斯解吸指标钻屑瓦斯解吸指标常见形式为K1值和h2，二者的既有区别，又有联系。其中h2为钻屑解吸2分钟时，U型水柱计的读数。K1为每克煤样在第1分钟内解吸的瓦斯体积。大量实验证实：突出危险煤与非突出危险煤的瓦斯解吸特征不同，突出煤具有较大可解吸瓦斯量，具有较快的解吸速度。K1值和h2综合反映出瓦斯压力、可解吸瓦斯量、瓦斯放散能力、破坏程度等，K1值和h2越大，突出危险性越大。K1值用WTC瓦斯突出参数仪测定。测定结果

37、如表2-6所示。表2-6 钻屑瓦斯解吸指标测定结果煤层测定地点K13煤3217工作面0.122.3.5 钻屑量指标钻屑量S综合反映地应力、瓦斯和煤质三因素。地应力越大、瓦斯压力越大、煤越软，钻屑量越大，突出危险性也越大。S6kg/m时为突出危险工作面。测定结果如表2-7所示。表2-7 钻屑量指标S测定结果煤层测定地点第一次S(kg/m)第二次S(kg/m)第三次S(kg/m)Smax(kg/m)3煤3217工作面1.711.841.691.842.3.6 煤与瓦斯突出危险性分析2.3.6.1 3煤层突出危险性分析预测煤层突出危险性指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度p、煤坚固性系数f、煤层瓦斯

38、压力P等指标判断。其判断煤层突出危险性的临界值如表2-8所示。只有全部指标达到或超过其临界值方可划分突出煤层。表2-8 预测煤层突出危险性单项指标临界值煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯放散初速度p煤坚固性系数f煤层瓦斯压力P（MPa）突出危险、100.50.74表2-9 3煤煤层突出危险性预测结果煤层瓦斯放散初速度p煤坚固性系数f测定的煤层最大瓦斯压力P（MPa）煤层突出危险性35.450.5030.35无突出危险3煤单项指标值如表2-9所示，无突出危险性。其中3煤瓦斯压力低于0.74MPa，煤坚固性系数f略大于0.5，瓦斯放散初速度P小于10，均未达到临界指标，因而无突出危险性。2.3.6.2

39、 3217工作面突出危险性分析钻屑指标法是预测工作面突出危险性的常用方法。该方法的判定指标如表2-10所示。表2-10 钻屑法预测工作面突出危险性判定表工作面突出危险性最大钻屑量Smax(kg/m)瓦斯解吸指标K1突出危险工作面60.5突出威胁工作面 6 0.5表2-11 3217工作面突出危险性分析煤层测定地点Smax(kg/m)K1工作面突出危险性33217工作面1.840.12未达到突出危险性临界值3217工作面最大钻屑量和钻屑瓦斯解吸指标K1值均未超过突出临界值。2.4 瓦斯涌出规律及涌出量预测岱河矿原定为低瓦斯矿井，但随着开采逐步加深，瓦斯涌出量逐年增大，自1996年起被定为高瓦斯矿

40、井。并且瓦斯涌出存在局部增大的现象，如官盆地区，瓦斯涌出量加大，增加了矿井通风和安全管理的难度。因此应总结研究瓦斯赋存状况和瓦斯涌出规律，为矿井通风和瓦斯管理提供依据。2.4.1 3煤瓦斯涌出情况统计表2-12列出了1966年以来3煤主要工作面的瓦斯涌出量统计结果。有瓦斯抽放的工作面，其瓦斯涌出量包括风排瓦斯和抽放瓦斯二部分。表2-12 1966年以来3煤层主要工作面瓦斯涌出情况表水平采区工作面平均标高m平均瓦斯相对涌出量（m3/t）一水平12采区322-81.511.733324-127.422.5444326-191.691.550113采区331-93.481.3142332-91.61

41、1.482333-149.671.7857334-149.532.1239335-204.91.6419336-212.235.373315采区351-139.111.5489352-132.762.2137353-170.361.3889354-219.761.3193二水平21采区2311-262.980.97282312-257.281.945523采区2332-243.371.3392214采区23141-247.071.757423142-244.281.055523143-263.173.47323144-254.810.763123145-101.933.337723146-26

42、8.391.161923147-288.172.648323148-280.611.843923149-316.082.1035231410-302.362.2361231413-304.11.6976231415-300.282.114128采区2382-185.421.82592383-269.740.80442386-235.253.00552388-263.653.62032389上-305.556.64822389下-351.828.36823810-298.437.791210采区23102-261.424.221323104-271.74.269923106-2903.87012

43、3108-318.318.0034三水平31采区34113-376.081.601434114-354.821.208533116-350.861.380433118-343.141.254932采区3322-336.098.30133326-352.657.65693327-358.559.64483328-373.628.41073329-371.485.533833210-373.4111.836432扩23122-323.112.285623127-303.723.227733213-347.544.333733214-362.387.776133215-382.764.3707332

44、16-378.926.0372.4.2 3煤深部瓦斯涌出量预测现有矿井瓦斯涌出量预测方法可分为两大类：矿山统计法和瓦斯含量法，前者多用于生产矿井，后者用于新井。本课题中利用矿山统计法对3煤深部瓦斯涌出量进行预测。矿山统计法是根据矿井以往生产中获得大量相对瓦斯涌出量和开采深度数据，分析得出矿井瓦斯涌出量随开采深度的变化规律，推算预测深部瓦斯涌出量。矿山统计法又分为简易统计法和线性回归法（也称最小二乘法）。其中简易统计法方法简便，但误差较大，并且需要瓦斯风化带下部边界的标高。而线性回归法相对复杂，可利用线性回归计算机程序进行统计分析，精度较高。某一深度的相对瓦斯涌出量按如下步骤计算，首先根据通风瓦斯旬报或月报，计算工作面每月绝对