矿井瓦斯防治论文.doc

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1、浅谈矿井瓦斯防治姓名： 詹广雨 单位： 综采准备队 年级： 2011级 时间： 2013年06月18日 指导老师： 秦广鹏 摘 要瓦斯治理工作事关矿井工人的生命安全，事关矿井安全生产和煤炭工业的健康发展，是一项长期、艰巨的战略性任务，任重道远。本文特举例说明了煤矿瓦斯治理的重要性和必要性，阐述了关于瓦斯要了解的基础知识、瓦斯爆炸与防治、煤与瓦斯突出及防治、矿井瓦斯抽放等内容。以瓦斯爆炸与防治，煤瓦斯突出及防治为主要内容，主要阐述了瓦斯爆炸的条件及防治、瓦斯聚积及防治、瓦斯爆炸的防治；瓦斯喷出与防治、煤与瓦斯突出及防治、岩与瓦斯突出及防治等相关内容。关 键 词：煤矿、瓦斯治理、瓦斯突出、瓦斯抽放

2、。目 录1引言42瓦斯概述52.1可采煤层特征、煤炭自燃倾向性、煤尘爆炸性52.1.1可采煤层特征52.1.2煤炭自燃倾向性52.1.3煤尘爆炸危险性62.2瓦斯涌出量及其形式72.2.1瓦斯涌出量72.2.2瓦斯涌出形式73瓦斯爆炸及其防治83.1瓦斯爆炸的条件及防冶83.1.1瓦斯爆炸的条件83.1.2在生产中预防瓦斯爆炸的措施83.2瓦斯积聚与防治83.2.1瓦斯积聚的概念83.2.2瓦斯积聚的根本93.2.3局部瓦斯积聚的处理方法93.3瓦斯爆炸的防冶113.3.1防冶瓦斯爆炸的一般措施114煤与瓦斯突出及其防治124.1概述124.2瓦斯喷出与防治124.3煤与瓦斯突出的防治134.

3、3.1突出危险性预测134.3.2区域防突措施144.3.3局部防突措施144.3.4岩石与瓦斯突出的防治154.3.5安全防护措施155矿井瓦斯抽放165.1瓦斯抽放的必要条件165.1.1矿井瓦斯抽放的条件165.1.2瓦斯抽放设备165.1.3抽放瓦斯管理165.2矿井瓦斯抽放方法175.2.1本煤层抽放瓦斯175.2.2邻近层抽放瓦斯175.2.3采空区抽放瓦斯175.3瓦斯抽放工艺参数185.3.1抽放瓦斯管管径计算185.3.2瓦斯泵流量确定185.3.3移动瓦斯泵流量计算公式195.3.4移动抽放管路阻力计算195.3.5瓦斯泵选型：205.3.6瓦斯泵站位置205.3.7瓦斯抽

4、放参数监测205.3.8瓦斯抽放管路的附设装置206某矿井瓦斯防治及处理216.1某矿地质概况216.1.1地层216.1.2煤层216.1.3瓦斯226.2瓦斯涌出情况256.2矿井瓦斯抽放概况256.3矿井瓦斯监测26参考文献281引言瓦斯是我国煤矿的主要灾害之一，瓦斯煤层爆炸，煤与瓦斯突出等灾害严重危协着我国煤矿的安全生产，由于灾害因素多，治理难度大，矿井瓦斯一直是我国煤矿安全工作的重点和难点 1。我国煤矿生产过程中，发生的各种事故以瓦斯事故较为频繁且严重。1996年，平顶山煤业集团十矿“521”瓦斯爆炸事故，死亡84人，造成直接经济损失达984万元，间接经济损失1亿元2。2011年3月

5、，河南省洛阳市伊川县国民煤业公司发生一起特重大煤与瓦斯突出事故“331”特重大事故，造成44人死亡、4人失踪，直接经济损失2728.4万元3。对于我国煤矿瓦斯的现状，国家给予了高度重视。2005年8月，全国人大常委会提出、国务院确定“力争用两年左右的时间，使煤矿重特大瓦斯爆炸事故有较大幅度下降” 4。2008年，国务院第81次常务会议研究确定了煤矿瓦斯治理七项措施5。2008年7月，国家发改委副主任张国宝出席全国煤矿瓦斯治理现场会6。根据瓦斯对煤矿的影响和国家对煤矿瓦斯的高度重视，可见瓦斯治理对于煤矿安全生产的重要性和必要性。因此本文特介绍了与瓦斯治理相关的各方面情况2瓦斯概述2.1可采煤层特

6、征、煤炭自燃倾向性、煤尘爆炸性2.1.1可采煤层特征煤层特征包含有：煤层的具体位置、煤层厚度、煤层结构、顶板岩性、底板岩性、层间距、倾角、容重等。可以对各煤层进行编号，然后制作一个表格，如表2-1。表2-1 煤层主要特征煤层编号厚度（ m ）煤层结构顶底板岩性层间距( m )倾角（）容重（t/m3）顶板底板40.751.85（平均1.20）一般无夹矸粉砂岩细砂岩粘土质泥岩91.50243091.002.15（平均1.50）一般无夹矸粉砂岩泥岩粘土质泥岩91.505476151.133.08（平均1.70）夹矸36层厚度0.050.49m粉砂岩泥岩铝土岩、粘土质泥岩91.502.1.2煤炭自燃倾

7、向性煤矿企业必须在所在省或省级以上的煤田地质局对该矿煤炭作出鉴定。此鉴定表格式如表2-2 。表2-2 煤炭自燃倾向等级鉴定报告表煤层工业分析%着火温度( ) T自燃倾向分类水分Md灰分Ad挥发分Vdf焦渣特征T氧化T原样T还原44.2716.36.2121.483.591.1030二类94.3714.395.6321.451.591.1432二类2.1.3煤尘爆炸危险性煤矿企业必须在所在省或省级以上的煤田地质局对该矿煤炭作出鉴定。此鉴定表格式如表2-3。表2-3 煤尘爆炸性鉴定报告表煤层工业分析爆炸试验鉴定等级结果水分Md灰分Ad挥发分Vdf焦渣特征火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）

8、44.2716.36.21200无爆炸性94.3714.395.63200无爆炸性瓦斯在煤体中存在的状态有两种，如图2-1 8。图2-1瓦斯在煤内的存在状态1-游离瓦斯；2-吸着瓦斯；3-吸收瓦斯；4-煤体；5-孔隙2.2瓦斯涌出量及其形式当煤层被开采时，煤体受到破坏，贮存在煤体内的部分瓦斯就会离开煤体而涌入采掘空间，这种现象叫做瓦斯涌出。2.2.1瓦斯涌出量瓦斯涌出量是指开采过程中涌入采掘空间的瓦斯数量（只对普通涌出而言，不包括特殊涌出）。常用单位时间内或单位质量的煤放出的瓦斯数量表示其大小。瓦斯涌出量包括：相对瓦斯涌出量和绝对瓦斯涌出量。对于矿井瓦斯涌出量的鉴定报告必须是相关部门作出的鉴定

9、。制作出的鉴定结果格式有如下表2-4。表2-4 瓦斯鉴定报告年度绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量(m3/min)绝对CO量(m3/min)相对CO量(m3/min)鉴定等级结果(m3/min)20107.5020.001.102.93高瓦斯20119.7821.672.064.56高瓦斯2.2.2瓦斯涌出形式矿井瓦斯涌出的形式一般分为普通涌出和特殊涌出两种。普通涌出，即瓦斯从采落的煤炭及煤层、岩层的暴露面上，通过细小的孔隙缓慢而长时间的放出。特殊涌出，如果煤层或岩层中含有大量瓦斯，采掘时，这些瓦斯有时会在极短的时间内、突然的、大量的涌出，可能还伴有煤粉、煤块或岩石。 3瓦斯爆炸及其

10、防治3.1瓦斯爆炸的条件及防冶3.1.1瓦斯爆炸的条件1. 瓦斯浓度在爆炸范围内（如图1-1所示）。2. 高温热源（650750）存在时间大于瓦斯的引火感应期。3. 瓦斯空气混合气体中的氧浓度大于12%（在矿井中是始终具备的）。下限下限燃烧呈淡蓝色燃烧呈淡青色0 3% 4% 5% 9.5% 16% 100% 爆炸界限上限不燃不爆可燃不爆图3-1瓦斯爆炸界限示意图爆力最强3.1.2在生产中预防瓦斯爆炸的措施1. 防止瓦斯积聚和超限2. 限制高温热源的出现3. 防止瓦斯爆炸事故的扩大3.2瓦斯积聚与防治3.2.1瓦斯积聚的概念所谓瓦斯积聚是指局部瓦斯浓度超过2%，其体积超过0.5m3的现象。3.2

11、.2瓦斯积聚的根本矿井必须从采掘工作和生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚。瓦斯积聚时必须及时处理。通风异常与不以瓦斯涌出异常是造成瓦斯积聚的根本原因。因此防止瓦斯积聚的根本措施即是避免这些异常情况的发生，或者一旦出现异常，必须及时采取措施，在造成事故或灾害之前，使其恢复正常。如果经处理仍不能恢复正常，应将其控制在局部地点，使异常局部化，并在异常区采取措施杜绝一切可能产生的火源，或撤离人员，以策安全。3.2.3局部瓦斯积聚的处理方法1. 采煤工作面上隅角处瓦斯积聚的处理方法(1)引导风流法 风障引导风流法 风筒导排风流法 尾巷排放法(2)全风压巷道排放瓦斯法(3)瓦斯抽放法(4)充填置换法(5)风

12、压调节法(6)调整通风方式法2. 掘进巷道积聚瓦斯的处理方法：(1)增加风量稀释法(2)引导风流排放法导风板引导排放法风筒分支排放法(3)充填置换法3.全风压通风巷道局部积聚瓦斯的处理方法全风压通风巷道局部积聚瓦斯的处理方法与掘进巷道（局部通风巷道）积聚瓦斯的处理方法基本相同。与掘进巷道相比，全风压通风巷道的通风条件好得多，处理局部积聚瓦斯的困难程度要小得多。一般情况下，全风压通风巷道所出现的局部瓦斯积聚多发生在冒顶空间中，因而绝大多数情况下采用导风板引导风流排放法即可排除。在条件允许的情况下，可采用充填置换法处理高顶积聚瓦斯。当巷道顶板裂隙发育，并有大量瓦斯涌出时，可采用共道钻孔抽放法，即向

13、巷道顶板打钻抽放瓦斯。4.治理掘进工作面和巷道中瓦斯积聚的脉冲通风法脉冲式通风有两种方式：一种是掘进工作面的脉冲式通，另一种是巷道中的脉冲式通风。5.综合机械化机组附近积聚瓦斯的处理方法根据瓦斯积聚形成的不同原因，应采取相应的处理方法：（1）加大风量。（2）降低瓦斯涌出量和减少瓦斯涌出量的不均衡性。（3）当采煤机附近（或工作面中其他部位）出现局部瓦斯积聚时，可安装小型局部通风机或水力引射器，吹散排出积聚的瓦斯。（4）抽放瓦斯。6. 刮板下部瓦斯积聚的处理方法(1)当瓦斯只来自于进入下部的煤粉时，可刮板上每6米安设一个带有钢丝刷的链板。(2)如果底板也涌出瓦斯，可以在安设钢丝刷链板的同时，密封刮

14、板输送机的回空侧来消除瓦斯积聚。7. 防止钻孔瓦斯积聚和引燃的安全措施(1)打钻作业时安全技术措施(2)采掘工作面已有钻孔的处理方法(3)采掘作业时的安全技术措施3.3瓦斯爆炸的防冶3.3.1防冶瓦斯爆炸的一般措施瓦斯爆炸事故是可以预防的，预防瓦斯应加强以下几个方面的工作。1. 建立一个健全矿井瓦斯管理规章制度2. 建立完善合理的矿井通风系统3. 加强盲巷和采空区瓦斯治理4. 加强排放瓦斯的分级管理(1)排放瓦斯分级管理的规定(2)排放瓦斯的安全措施内容包括：5. 加强放炮过程中的瓦斯管理(1)“一炮三检”制度(2)“三人连锁放炮制度6. 加强瓦斯引爆火源的治理(1)防止明火(2)防止炮火(3

15、)防止电火(4)其他引火源的治理7. 防止瓦斯爆炸灾害扩大除建立完善合理，抗灾能力强的矿井通风系统外，为防止瓦斯爆炸灾害扩大，还应采取下列措施：(1)编制灾害预防与处理计划(2)安设安全装备置4煤与瓦斯突出及其防治4.1概述矿井瓦斯动力现象包括与；瓦斯喷出和煤与瓦斯突出两大类，是致因和规律都很复杂的动力现象。它能摧毁井下巷道及设施，破坏通风系统，造成瓦斯窒息及爆炸事故，给煤矿管好 生产带来严重威胁。4.2瓦斯喷出与防治1. 瓦斯喷出的主要特征瓦斯喷出通道有两类：一类为原始地质构造孔洞、裂隙。另一类通道为采掘地压显现时生成的裂隙。2. 瓦斯喷出预兆瓦斯喷出前常见现象有：地压增大，发生底鼓，破坏支

16、架，煤层变软，瓦斯涌出忽大忽小、有时出现嘶嘶声。3. 瓦斯喷出的防治(1)探明地质情况(2)封堵、引排、抽放综合治理4. 煤与瓦斯突出的基本特征(2) 煤与瓦斯突出的基本特征待添加的隐藏文字内容35. 煤突然压出的基本特征(1)压出有两种形式，即煤的整体位移和煤有一定距离的抛出，但位移和抛出的距离都要较小。(2)压出后，在煤层与顶板之间的裂隙中常留有细煤粉，整体位移的煤体上有大量的裂隙。(3)压出的煤呈块状，无分选现象。(4)巷道瓦斯（二氧化碳）浓度增大。(5)夺出可能无孔洞若观火或呈口大腔小的楔形孔洞。6. 煤突然倾出的基本特征(1)倾出的煤就地按自然安息角堆积，并五分选现象。(2)倾出的孔

17、洞呈口大腔小，孔洞轴线沿煤层倾斜或铅垂（厚煤层）方向发展。(3)无明显动力效应。(4)倾出一般发生在煤质松软的急倾斜煤层中。(5)巷道瓦斯涌出量明显增加。7. 岩石与瓦斯突出的基本特征(1)在砂岩中进行爆破时，在炸药直接作用范围外发生岩石破坏、抛出等现象。(2)有突出危险的砂岩岩层松软，呈片状、碎屑状，并具有较大的孔隙和瓦斯含量。(3)突出的砂岩中，有大量的砂粒和粉尘。(4)巷道瓦斯涌出量增大，存在明显的动力效应。(5)在岩体中形成孔洞。4.3煤与瓦斯突出的防治在防治煤与瓦斯突出的实践中，我国总结了一套行之有效的综合防突措施，习惯上称为“四位一体”的防突措施，即突出危险性预测、防治突出措施、防

18、治突出措施的效果检验和安全防护措施。4.3.1突出危险性预测1.区哉突也危险性预测(1)单项指标法(2)瓦斯地质统计法综合指标法计算公式如下：D=（0.00075H/f3）(p0.74)K=p/f式中D煤层的突出危险性综合指标；K煤的突出危险性综合指标；H开采深度；P煤层瓦斯压力，MPa;P软扫层煤的瓦斯放散初速度指标；f软分层煤的平均坚固性系数。2. 工作面突出危险性预测(1)石门揭煤工作面突出危险性预测方法(2)煤巷掘进工作面突出危险性预测方法(3)采煤工作面突出危险性预测方法采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法。3. 防治突出措施效果检验4.3.2区域防突措施1. 开

19、采保护层2. 预抽煤层瓦斯3. 煤体注水4.3.3局部防突措施1. 石门揭煤防治突出措施(1)水力冲孔(2)排放钻孔(3)水力冲刷(4)金属骨架2. 煤巷掘进工作面防治突出措施(1)超前钻孔(2)深孔松动爆破(3)深孔近控制卸压爆破(4)卸压槽(5)前探支架3. 采煤工作面防治突出措施(1)松动爆破(2)浅孔注水4.3.4岩石与瓦斯突出的防治1. 在一般或中等程度突出危险地带可采用浅孔爆破降低突出频率和强度。2. 在严重突出危险地带，可采用超前钻孔和深孔松动爆破措施。3. 在严重突出危险地带中掘进放炮时，在工作面附近应安设挡栏，以限制突出强度。4.3.5安全防护措施1. 震动放炮2. 远距离放

20、炮3. 挡栏设施4. 反向风门5. 自救器6. 井下避难所和压风自救系统5矿井瓦斯抽放5.1瓦斯抽放的必要条件5.1.1矿井瓦斯抽放的条件1. 1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3 m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。2. 矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：大于或等于40 m3/min。年产量1.0Mt1.5 Mt的圹井，大于30m3/min。年产量0.6Mt1.0Mt的矿井，大于25m3/min。年产量0.4Mt0.6Mt的矿井，大于20m3/min。年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。3. 开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。

21、4. 煤层抽放瓦斯难易程度的指标，如表1-1。11表5-1 抽放瓦斯难易程度分类类别钻孔流量衰减系数煤层透气性系数/m2(MPa2d)容易抽放可以抽放较难抽放0.0030.0030.050.0510100.10.15.1.2瓦斯抽放设备1. 瓦斯泵2. 抽放管路3. 安全装置5.1.3抽放瓦斯管理、1. 专业队伍和管理制度2. 技术管理和现场管理3. 瓦斯计算和测定方法5.2矿井瓦斯抽放方法5.2.1本煤层抽放瓦斯1. 预抽本煤层瓦斯(1)巷道预抽(2)钻孔预抽2. 边抽本煤层瓦斯(1)边采边抽(2)边掘边抽5.2.2邻近层抽放瓦斯1. 上邻近层抽放(1)开采层层内巷道打钻抽放(1)开采层层外

22、巷道打钻抽放2. 下邻近层抽放(1)开采层层内巷道打钻抽放(1)开采层层外巷道打钻抽放开采层层外巷道打钻抽放5.2.3采空区抽放瓦斯1. 采煤工作面的采空区抽放2. 采煤结束后的老空区抽放3. 采空区抽放瓦斯注意事项为了做到安全抽放采空区瓦斯，必须就意以下两个问题：(1)控制抽放负压，保证瓦斯质量(2)定期进行检查测定，避免自然发火。5.3瓦斯抽放工艺参数5.3.1抽放瓦斯管管径计算根据工作面的瓦斯涌出量预计，7124工作面需要抽放的的纯瓦斯量达8.37m3/min，按照不同抽放方法预计：顶板高位钻孔抽放量为7.96m3/min，采空区埋管抽放0.41m3/min。因此根据抽放量要求计算抽放管

23、路直径。1.顶板高位钻孔管路直径计算预计，7124工作面回采时需要抽放的纯瓦斯量达8.37m3/min，顶板高位钻孔抽放量为7.96m3/min，抽放瓦斯浓度预计40%左右，按40%进行计算，则瓦斯抽放管中最大混合量为19.9 m3/min按公式D=0.1457(Q/V)1/2,算出管径达310mm，另外，采空区埋管预计抽放量为0.41m3/min，预计抽放浓度5左右，取5计算，抽放管中最大混合量为8.2m3/min，算出管径D=116mm，根据现场实际，采用一趟8管路抽顶板高位钻孔瓦斯及一趟6管路抽顶板高位钻孔和采空区瓦斯，（验算，一趟8管路抽放量为19.5m3/min，一趟6管路抽

24、放量为10.9 m3/min两者相加为29.428.1）。公式D=0.1457(Q/V)1/2中D抽放瓦斯管管径（m）, Q-抽放管中混合流量m3/min，V抽放瓦斯管内流速一般为515m/s，取10 m/s。2.抽放管路的连接每个钻孔封孔完毕后，用双股8号铁丝将2.5钢丝软管与钻孔口的无缝钢管扎牢，然后将2.5钢丝软管与抽放管路的气包头合茬。5.3.2瓦斯泵流量确定1.顶板孔主要利用永久瓦斯泵抽放，永久泵型号2BE1505一台，其额定流量119-136m3/min，在目前管网条件下，平均抽放流量达7080m3/min，两台2BE1355，其额定流量3060m3/min，并联后

25、在目前管网条件下抽放流量达6070m3/min，地面抽放泵流量能满足工作面的抽放要求。2.永久抽放管路阻力计算瓦斯管路阻力包括沿程阻力和局部阻力，沿程阻力用公式H1=9.81(L.Qc2/k.d5)计算式中：H1沿程阻力(pa)L管路长度（m）混合气体对空气密度比=1-0.446cQc混合抽放量（m3/h）K系数取0.62，d抽放管内径（cm）H1=9.811700(1-0.4460.4)(19.5*60)2/0.6220.35=8.8(kpa),而总阻力H=H1+H2+H3,H2为局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1，H3为孔口负压一般为13kpaH永久=8.8+0.158.8+13

26、=23.1kpa因此要求永久抽放系统在7124联巷口的负压必须大于24.0 kpa。实际永久抽放系统正常运转时，在该地点的抽放负压为40 kpa，满足抽放的需要。5.3.3移动瓦斯泵流量计算公式Qp=KQc/Cg式中：Qp-瓦斯泵流量m3/minQ瓦斯抽放混合量m3/minC瓦斯抽放浓度（5%）g瓦斯泵机械效率g=40%K流量备用系数取1.2所以Qp=1.20.41/0.40.05=24.6m3/min因此选用两台2BE1253型抽放泵，互为备用。5.3.4移动抽放管路阻力计算沿程阻力用公式H1=9.81(L.Qc2/k.d5)计算式中：H1沿程阻力(pa)L管路长度（m）混合

27、气体对空气密度比=1-0.446cQc管内混合抽放量（m3/h）K系数取0.62，d抽放管内径（cm）H1=9.812000(1-0.4460.11)(10.9*60)2/0.62(15.2)5=15.9(kpa),而总阻力H=H1+H2+H3,H2为局部阻力取沿程阻力15%即H2=0.15H1， H3为孔口负压一般为13kpaH移动=15.9+0.1515.9+13=31.3kpa5.3.5瓦斯泵选型：工作面一趟6管路抽顶板走向钻孔和老塘瓦斯采用移动泵，根据上述瓦斯泵流量，压力计算结果，因此选用一台2BE1253水环式真空泵型号，其额定流量为40m3/min，额定工作负压为4060 

28、kpa，均满足抽放需要。5.3.6瓦斯泵站位置移动抽放泵站设在7124底板抽排巷外口。5.3.7瓦斯抽放参数监测钻孔及管路中瓦斯流量、压力由安装在管路上的流量计压力表读出。瓦斯泵流量采用孔板流量计测定压差进行计算，压差采用U型压差计测量，出口混合气体的CH4浓度用100%光学瓦斯机从孔板流量计孔口测量。监控工区必须在永久抽放管路上安装瓦斯抽放四项参数监测装置。并和矿井监控系统连网，便于监视瓦斯抽放情况。5.3.8瓦斯抽放管路的附设装置1.阀门瓦斯抽放管路和钻场内每个钻孔的连接处均安设阀门，以调节各钻孔抽放流量、抽放负压等。另在抽放管路干管上每隔300米安设一同直径的闸阀，便于管路进行放水或测试

29、单孔瓦斯浓度。2.排渣器在7124轨顺外口每趟瓦斯管上各加一个排渣器，将管路中抽出的杂物，水、沉淀在排渣器内，便于排出。3.放水器安装工区必须在7124轨顺抽放管路的每一低洼处或过龙门的进气端设置一个放水三通，抽排区安装自制的放水器。4.计量装置在每趟管路靠轨、运顺收作线以外的瓦斯管中安装8,6孔板流量计，孔板流量计处必须设置同直径的旁通管。同时在每个钻孔合茬的管子上装一1拨哨，以便于对每个钻孔进行计量考查。6某矿井瓦斯防治及处理6.1某矿地质概况6.1.1地层本区含煤地层为石炭二叠系，试探系暂未做勘探对象。二叠系含煤地层为山西组，下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788m，共含煤1030余层

30、，其中可开采者有14层，可采煤层平均总厚15.15m。由老到新分别为：二叠系下统山西组（P1S）、二叠系下统下石盒子组（P1X）、二叠系上统上石盒子组（P2S）。6.1.2煤层 本区二叠系含煤地层共含111煤层（组），可采者自上而下编号为1、22、23、32、60、61、62、63、71、72、81、82、9、10共计14层，其中32、71、82、9为主要可采煤层，61、63为可采煤层，1、22、23、60、62、72、81、10为局部可采煤层。主要可采和可采煤层为较稳定煤层，局部可采煤层为不稳定煤层。6.1.3瓦斯 1.瓦斯含量及分布本区在勘探阶段共采集各煤层瓦斯煤样点188个，其中瓦斯成分

31、13个，含量样175个，采集方法以解吸收法为主，共151个，其余为集气式。采样深度为184.78886.75m，其甲烷成分两极值为0.8898.71瓦斯成分分带不明显，无分带性甲烷含量两极值为0.0125.52ml/g.daf，各煤层最大含量值：32煤层为12.30 ml/g.daf（262715孔）；71煤层为12.58 ml/g.daf（补298孔）；82煤层15.24 ml/g.daf（296孔）；9煤层为25.52 ml/g.daf（27285孔）。第一水平平均值：32煤层6.98 ml/g.daf g.daf；71煤层为8.31 ml/g.daf；82煤层为8.66 ml/g.daf

32、；9煤层为9.21 ml/g.daf。第二平均值为：32煤层为9.79 ml/g.daf；71煤层为8.74 ml/g.daf；82煤层为10.64 ml/g.daf；9煤层为12.05 ml/g.daf。从各煤层瓦斯含量等值线图可以看出，区内瓦斯分布有如下总体趋势： （1）在煤系工作垂向剖面上，中部煤层（71、82、9）瓦斯含量高于上部煤层（32）。（2）同一煤层，瓦斯含量随煤层埋深的增加而增大。（3）由于瓦斯赋存状况受地质构造、煤层埋深、煤变质程度，围岩透气性等多因素控制，瓦斯含量分布仍存在不均衡性，在封闭性较好的断层附近和煤层走向转折或煤厚变化带等部位存在局部瓦斯含量高点。在今后矿井生产

33、中应引起高度重视。2.建井期间实测瓦斯参数及瓦斯涌、突出情况（1）建井期间实测瓦斯参数a. 煤层瓦斯压力测定结果表（见表3-1）表3-1 测定的瓦斯压力值地点煤层煤层底板标高（m）赋存深度（m）表压力（Mpa）备注西轨第一联巷32-6006200.82因故未测出最大值西轨第二联巷32-6006203.30东大巷61-6006202.20压力未稳定测压管被破坏中央回风斜巷71-4504702.60中央回风斜巷82-4504702.72中央回风斜巷9-4504702.20b、煤样吸附瓦斯试验与工业分析（见表3-2）表3-2 煤样吸附瓦斯试验与工业分析结果煤层吸附常数灰份Aad()水份Md()挥发份

34、Vdat()孔隙体积(m3)a(m3/t)B(Mpa-1)3228.490.27430.792.1741.350.0976127.620.46920.011.6541.320.2057118.120.7209.371.0233.750.1258222.270.58115.681.2433.160.127917.921.06012.811.9035.890.131c、煤层瓦斯含量资料（见表3-3）表3-3 煤层瓦斯含量资料煤层埋深（m）绝对瓦斯压力（MPa）煤层瓦斯含量（m3/t）备注326203.408.05瓦斯压力取实测最大值616202.3010.97712.7010.68822.8210

35、.9192.309.09d.实测钻孔预抽煤层瓦斯参数（见表3-4）表3-4 实测钻孔预抽煤层瓦斯参数煤层钻孔瓦斯流量衰减系数煤层透气性系数（m2/MPa2d）320.15010.0063610.01690.2233710.0400.0870820.2760.043990.1620.0429e.瓦斯突出指标(见表3-5)表3-5 瓦斯突出指标测试结果煤层煤的破坏类型瓦斯放散初速度P煤的坚固性系数f煤层瓦斯压力P(Mpa)突出危险性、100.50.74临界指标9煤140.162.7有突出危险8280.191.15突出威胁82煤吸附常数a、b值（中央回风斜巷实测）分别为：23.26m3/t，0.38

36、Mpa-1。9煤吸附常数a、b值（实测）分别为23.06 m3/t ，0.54 Mpa-1。6.2瓦斯涌出情况自南回风井回风斜巷施工至15.2m处发生第一次动力现象至502m有煤段巷道施工结束，共发生动力现象24次，压（倾）出煤量792吨，瓦斯量50205m3,吨煤突出瓦斯量63.46 m3，平均突出强度33吨/次，强度最大的一次突出煤量是104吨，瓦斯11617 m3，造成风流逆转110m，此24次突出预兆不明显；有4次是炮后正常作业，突出预兆明显，有煤炮声、闷雷声，煤壁掉渣，煤体颤动。随下山延伸，突出频率明显增加。采取防突出措施前发生动力现象22次，采取超前钻孔措施后突出次数大大降低。自下

37、山328m处，开始采取打钻卸压等防突措施，施工111m压出2次，一次是钻孔超前距不足（3.2m），另一次是放大炮引起右帮深部动力现象，而且两次都是在煤炮前后容易突出段。炮后压出煤与放炮破碎煤明显分开，压出多呈煤体整体位移形式，无分选性，压出后，在煤层与顶板之间的裂隙中，常留有细煤粉，压出后多次造成支架扭曲变形，拉钩弯曲，巷道断面缩小，破坏明显，压出后并有大量瓦斯涌出，有5次造成风流逆转现象。6.2矿井瓦斯抽放概况矿井瓦斯是煤矿自然灾害的根源，严重地威胁着矿井工作人员的生命安全，制约着矿井生产的发长。该矿为高瓦斯突出矿井，瓦斯抽放是防治瓦斯爆炸的一项治本措施1、瓦斯抽放系统耕具“先抽后采”方针，

38、该煤矿对投产后的第一个回采工作面6112工作面，在局部地区利用瓦斯抽放泵，流量为30 m3/min，采用159mm热轧无缝钢管，回风管路铺至总回风巷中。该工作面抽放达到了预定的目的，积累了一定的经验。此后的所有回采工作面，都做到了“逢才必抽”。2003年1月，地面集中抽放系统试运转成功。选用西门子2BE3420液环式真空泵两台（额定流量145 m3/min，抽放负压一般到4550Kpa。其中一台工作，一台备用，主管路均采用GDR系列抗静电阻燃玻璃钢管，管径350mm；支管管径150mm。该系统于2003年4月，投入运行。2004年8月地面管径500mm抽放井筒施工到位，10月第二趟（管径500

39、mm）主抽放管路投入使用。2、矿井瓦斯抽放方法通过不断优化钻场和高位钻场的参数，布置风巷辅助边孔、站柱孔、抽放工作面采空区卸压瓦斯，基本解决了工作面瓦斯超限问题，其抽放效率一般在45以上。对于突出危险区域，采前布置平行、扇型顺层钻孔，实施本煤层抽放，抽放率一般为20左右，取得了良好的抽放效果。强化采空区抽放。巷道掘进时，在适当位置向附近采空区布孔抽放，解决了掘进期间，由于附近采空区瓦斯通过裂隙渗漏而造成的瓦斯超限问题。工作面老塘埋管抽放作为解决上隅角瓦斯超限问题的辅助手段，效果明显；对32、61煤层采空区，在二采区轨道石门、7112风巷布底板穿层孔，进入采空区抽出大量高浓度瓦斯，为瓦斯电厂提供

40、了稳定的气源。当前矿井风排瓦斯量在43 m3/min左右，抽放量在15 m3/min左右，抽出率25.9。6.3矿井瓦斯监测1.工作面安全监控系统瓦斯超限自动断电控制采用异地断电控制方式，在运输联络巷设置监控分站和电源，在九采三分区变电所及-537变电所设置断电执行器实现采煤工作面断电控制。2.在距工作面10 m的回风巷内安装甲烷传感器，传感器须在距顶板不大于300 mm，距巷帮不小于200 mm垂直悬挂，报警浓度0.8% CH4，断电浓度1.0% CH4，复电浓度0.8% CH4；在工作面回风隅角处安装甲烷传感器，报警浓度0.8% CH4，断电浓度1.0% CH4，复电浓度0.8% CH4；

41、在工作面回风巷距工作面约500 m位置安装甲烷传感器，报警浓度0.8% CH4，断电浓度1.0% CH4，复电浓度0.8% CH4；以上传感器断电范围是工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。3.在工作面回风巷距运顺联络巷偏口约10 m15 m处悬挂温度传感器、一氧化碳传感器、甲烷传感器，报警值分别为30、0.0024、0.8%。传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300 mm，距巷帮不小于200 mm的巷道上方风流稳定的位置，并应安装维护方便，不影响行人和行车。将上述传感器的测量数据传输到安全监控系统。每月至少一次对传感器进行调试和校正。 4.在工作面回风巷回风口以里选择一地点，地点前后10

42、m内无分支风流、无拐弯、无障碍、端面无变化、能准确计算风量的地点安设风速传感器。报警值为：V 4 m/s或V0.25 m/s。5.安全监控设备之间使用专用阻燃电缆，严禁与调度电话线和动力电缆等共用。6.甲烷传感器每7天调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行现场测试。每7天对一氧化碳传感器校对一次,每月至少一次对温度传感器和风速传感器进行校对。7.分站、传感器、直流电源箱及监测电缆等安全监控设备，由区队长、班组长负责管理和使用维护，出现故障及时通知通防科维修，确保系统的灵敏可靠。参考文献1 林柏泉，张建国. 矿井瓦斯抽放理论与技术M. 徐州：中国矿业大学出版社，1998.92 林柏泉，崔恒信. 矿井瓦斯防治理论与技术M. 徐州：中国矿业大学出版社，1998.93 张铁岗. 矿井瓦斯综合治理技术M. 北京：煤炭工业出版社，2001.34 俞启香. 矿井瓦斯防治M. 徐州：中国矿业大学出版社，2008.85 付建华. 矿井瓦斯灾害防治理论研究与工程实践. 徐州：中国矿业大学出版社，2005.16 中国煤炭工业劳动保护科学技术学会.瓦斯灾害防治技术.北京：煤炭工业出版社，2007.7 王省生.矿井