竹林山3煤层矿井瓦斯涌出量预测.doc

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1、竹林山3煤层矿井瓦斯涌出量预测摘要：瓦斯是成煤过程中的伴生气体，它源于煤层又储存于煤层之中，一旦开采煤炭就会伴随有瓦斯涌出。瓦斯是一种灾害气体，它不但污染环境，而且可以诱发多种形式的灾害事故，对煤矿安全生产具有极大的危害性；同时，瓦斯又是一种高效洁净的能源，合理的开发与利用瓦斯可以让瓦斯造福于人类。矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区、新工作面投产前瓦斯涌出量的大小，为矿井、采区和工作面提供瓦斯涌出方面的基础数据，它是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理的必不可少的基础参数。为了防止瓦斯突出，减少因为瓦斯突出而造成的人员伤亡和经济损失，本文在分析研究了几种瓦斯涌出量预测方法的基础上

2、，选用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。应用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量，是以煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区以及矿井瓦斯的涌出量。本文采用的是竹林山煤矿中预测所需的原始资料，对煤矿瓦斯涌出量进行了精确的预测研究。关键词： 煤层瓦斯含量 涌出量预测 分源预测法The prediction of gas emission of 3# coal bed in ZhulinshanAbstract: Gas is associated when carbo appeared.It results from coal seam

3、 as well as stores in the coal seam.Once mined it will be accompanied by gas flowing.Gas is damaged aero.It is not only polluted environment but also cause to happen polymorphous damage disaster failure.It plays an much hazardness part in coal mine safety production.Meantime,gas is also clean source

4、.rational exploitation and use gas may bring benefit to manThe duty of predicting the gas emission air makes certain new mine ,new level、new mining district、gas emission before new workplace put into production.It supply database for pit,mining district and workplace.It is indispensable foundation p

5、arameter about mine ventilation design,gas drainge and gas management.In order to prevent gas burst, reduce dead and wounded and economic lose that is because gas burst, this text adopted predicted method named divide the source and predict the law,which predict gas emission.And the text used sorts

6、of prediction method.That use predicted method named divide the source and predict the law forecast how much pit air flowed used coal seam methane content、coal seam production technical condition as fundament，used basic gas flow rule，counted productive workings 、heading face、working district and pit

7、 airs Gas emission.This text used basic data that is forecasted from Zhulinshan coal .It studyed coal-mine gas emission precisely.Keywords：The content of coal seam Gas emission divide the source and predict the law目 录1 引言11.1 国外研究现状11.2 国内研究现状22 矿井瓦斯涌出量预测方法52.1 矿山统计法52.1.1 矿山统计预测法的工作步骤及计算方法52.1.2 采用

8、矿山统计法预测需要注意的几个问题72.2 分源预测法82.2.1 分源预测法所需的原始资料92.2.2 掘进工作面瓦斯涌出量计算92.2.3 回采工作面瓦斯涌出量计算102.2.4 生产采空区瓦斯涌出量计算132.2.5 生产采区瓦斯涌出量计算132.2.6 已采采空区瓦斯涌出量计算132.2.7 矿井瓦斯涌出量计算143 矿井概况153.1 地形、地貌及水系153.2 地质特征163.2.1 地层及地质构造163.2.2 地质构造173.2.3 煤层及煤质183.3 井田储量193.4 矿井生产能力及服务年限203.5 井田开拓方式和水平划分203.6 矿井通风方式及瓦斯涌出情况214 3煤

9、层瓦斯含量规律分析224.1 影响煤层瓦斯含量的主要因素224.1.1 煤层的埋藏深度224.1.2 煤层与围岩的透气性234.1.3 煤层倾角和露头234.1.4 地质构造234.1.5 煤的吸附特性244.1.6 地层的地质史244.1.7 水文地质条件244.2 煤层瓦斯含量测定方法244.2.1 瓦斯含量直接测定法254.2.2 煤层瓦斯含量间接测定法285 预测方法的选择315.1 方法选择315.1.1 矿山统计法315.1.2 分源预测法315.2 分源预测法预测矿井瓦斯涌出量325.2.1 瓦斯涌出量预测条件325.2.2 瓦斯涌出量预测结果336 结 论35致 谢36参考文献

10、37附录A 英文原文节选38附录B 英文译文节选501 引 言长期以来，瓦斯灾害始终是危害煤矿安全的大敌，目前已成为制约煤矿安全生产的主要原因。它污染环境，加剧“大气温室效应”，形成瓦斯突出、瓦斯爆炸等危害事故。因为瓦斯事故具有极强的破坏和巨大的危害性，给国家和人民生命财产造成巨大的损失。所以说瓦斯事故是危害煤矿安全生产和矿工生命的第一杀手，煤矿瓦斯问题是实现安全生产的最大障碍，是随时会引爆的主要危险源，防治瓦斯是煤矿一项复杂的系统工程，是同自然灾害作斗争的科学实践，瓦斯事故是有规律可循的。然而，瓦斯灾害的防治是以瓦斯涌出量预测为基础，涌出量预测的准确性直接影响瓦斯防治的效果以及矿井的生产安全

11、。由此看来，矿井瓦斯涌出量预测显得尤其重要。我国在瓦斯含量和瓦斯涌出量预测方面,特别是近十几年的努力,已较完善地建立了地勘瓦斯含量测定方法及装置、解吸法测定瓦斯含量的方法及装置、瓦斯涌出量分源预测法、计算机绘制瓦斯地质图件的技术及软件,并制定了相应的技术规范,预测精度到了80%以上,为矿井通风设计和瓦斯管理提供了必要的技术依据。矿井瓦斯涌出量预测通常采用的分源预测法，以煤层瓦斯含量、煤层开采技术为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律、计算回采工作面、掘进工作面、采区以及矿井瓦斯涌出量进行了研究，从而，使煤矿瓦斯突出所带来的灾害损失减少到最小。为瓦斯的抽放提供理论上的充分准备，为煤矿安全管理

12、、瓦斯综合治理提供依据。使抽出来的瓦斯为人类造福，给煤矿的正常生产带来安全可靠的外部环境，使安全工作更具有目的性，同时使煤矿有了切实可行的预算，避免了盲目投资造成的经济损失。1.1 国外研究现状研究煤层瓦斯的形成和迁移规律，测定煤层瓦斯含量，是正确预测矿井瓦斯涌出量的基础。1.1.1 煤层瓦斯含量测定目前各国主要采用解吸法测定煤层瓦斯含量。用解吸法测定煤层瓦斯含量包括以下三个阶段：第一阶段，确定从钻取试样到把试样装入取样器这段时间内的瓦斯损失量Q1；第二阶段，采用野外解吸仪测定取样器中的试样解吸瓦斯量Q2；第三阶段，用粉碎法确定试样的残存瓦斯量Q3。上述三个瓦斯量Q1、Q2和Q3相加即得该煤样

13、的总瓦斯含量。用解吸法测定煤样瓦斯含量的成功率可达98，精度也较高，而且操作简单，成本低，优于其它力法。1.1.2 矿井涌出量预测方法生产矿井瓦斯来源主要包括掘进区瓦斯、采煤区瓦斯和采它区瓦斯，在研究瓦斯来源和瓦斯涌出量时，既要考虑瓦斯地质条件，也要分析采矿技术条件。目前瓦斯涌出量预测方法主要有两类：矿山统计法、煤层瓦斯含量法（分源法）。统计法。由于新水平的瓦斯涌出量预测，目前大多数煤矿仍采用直线外推的矿井统计预测法。统计法预测方程最早是苏联于1937年提出的。矿井统计法分两步进行：第一步采用跟踪法收集历年的通风瓦斯报表资料；第二步将统计资料输人计算机进行数据滤波处理，并计算瓦斯梯度和预测某一

14、深度的涌出量，煤层瓦斯含量与瓦斯压力有关，因此也可以根据煤层瓦斯压力测定资料预测瓦斯涌出量。瓦斯含量法和分源法。含量法和分源法计算原则基本相同，主要是采用煤层原始瓦斯含量和涌出系数来预测涌出量，仅两者邻近煤层瓦斯涌出率方程不同。各国根据本国煤层特点和经验提出邻近层瓦斯涌出率计算公式。1.1.3 各国矿井瓦斯等级大多数国家都划分矿井瓦斯等级，以便采取相应的安全措施。前苏联联矿井瓦斯等级，按照平均日产1t煤涌出的瓦斯量划分为：一级瓦斯矿井，5m3以下；二级瓦斯矿井，510m3；超级瓦斯矿井，1015m3以上。我国煤矿瓦斯等级，按照平均日产1t煤涌出的瓦斯量和瓦斯涌出形式分为；低瓦斯矿井，相对瓦斯涌

15、出量10m3/t或绝对瓦斯涌出量40m3/min其以下；高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量10m3/t或绝对瓦斯涌出量40m3/min以上；煤与瓦斯突出矿井。德国所有的烟煤矿井都划分为瓦斯矿井，但煤矿安全规程中没有划分瓦斯危险等级。工作面绝对瓦斯涌出量大于20m3/min时，视为特大瓦斯工作面。1.2 国内研究现状我国煤炭资源丰富，分布地域广阔，但煤层赋存条件差异大，含瓦斯煤层多，瓦斯储量大，煤与瓦斯突出严重。我国现有国有重点井工矿为701个、地方国有矿井1650个，绝大多数属瓦斯矿井，其中高瓦斯矿井和突出矿井有1304个，占全国矿井总数的44。我国大多数高瓦斯矿井和突出矿井分布在东北、华北的西部与南

16、部、中部以及西南地区。除淮南、淮北等少数几个矿区外，在华东和西北地区，高瓦斯矿井与突出矿井相对较少。从地域分布来看，多数高瓦斯矿井与突出矿井大致沿东北西南线分布，东北、西南、中南地区高瓦斯、突出矿井尤其多，且突出严重。瓦斯给煤矿生产带来极大的危害，尤其足瓦斯煤尘爆炸事故和突出事故，在煤矿重大严重事故中占有很大的比重。19492000年间，我国一次死亡100人以上的特别重大事故15次，死亡2513人，其瓦斯灾害占11次，死亡1496人。防治瓦斯灾害一直是煤矿灾害防治的重点。下面介绍我国瓦斯涌出量预测方法及防治技术方面的发展情况。1.2.1 20世纪50年代在国内首次研制了1883密闭式岩芯采取器

17、，1954年建立了容量法测定瓦斯吸附量方法及装置，1965年建立了重量法测定瓦斯吸附量方法及装置，1958年在1883密闭式岩芯采取器基础上研制了抚研-58集气式岩芯采取器，同时期研制了瓦斯含量真空密封罐、粉样球磨机、脱气仪，建立了全套地勘时期煤层瓦斯含量测定方法和测定工艺，至今一直在全国煤田勘探中广为应用。1.2.2 20世纪60年开展了压汞法测定煤孔隙结构的瓦斯基础理论研究，建立了压汞法测定煤的孔隙结构装置。1.2.3 20世纪70年代应用扫描电子显徽镜、显微光度计等先进手段研究煤的结构特征，进行了地勘时期直接测定煤层瓦斯压力尝试。“六五”期间(1981年1985年)，进行了煤的瓦斯解吸规

18、律研究，提出了解吸法直接测定煤层瓦斯含量的新方法，手工编制煤层瓦斯含量等值线图；在我国首次制定了WT-84解吸法测定煤层瓦斯含量和瓦斯成份测定方法的部颁标准；同时开展了煤层烃类组份与煤岩煤化关系研究，对北票、湖南、重庆等全国重点高瓦斯矿区进行煤层烃类组份详细普查，结合煤层气开发探讨重烃组份与煤岩成份及煤与瓦斯突出的关系，提出了判别煤层气的“苯指数”指标。两项技术均在地勘系统中得到了广泛应用。1.2.4 “七五”期间开展了矿井瓦斯涌出量预测方法，GWRVK-1型瓦斯解吸仪及配套取样装备的国家“七五”重点科技攻关研究，提出了矿井瓦斯涌出量分源预测方法，研制了GWRVK-1型等压瓦斯解吸仪、定点煤样

19、采集器。瓦斯涌出量预测技术有了较大的发展，并得到了初步推广应用。1.2.5 “八五”期间主要开展“地勘瓦斯含量测定”、“矿井瓦斯涌出时预测方法及规范”、“自动地勘瓦斯解吸仪”、“微机绘制瓦斯地质图件和煤矿瓦斯综合评价系统的研究”等多项国家重点科技攻关项目。在国内外首次建立了提钻模拟瓦斯解吸装置，进行了提钻模拟解吸试验，研制成功了ZAMG-1型自动化地勘瓦斯解吸仪，解决了5001000m深孔瓦斯含量测定成功率低、准确性差的技术难题，使瓦斯含量预测准确率达到90以上。瓦斯涌出量预测在分源预测基础上，提出了构造单元分源预测法，首次建立了全国统一的矿井瓦斯涌出量预测方法和预测规范，将预测精度提高到85

20、以上。在收集了我国20个矿务局45个矿井11万个综合瓦斯数据的基础上，建立了瓦斯地质图件和煤矿瓦斯综合评价微机绘图处理系统及瓦斯基础参数数据库，实现趋势面优化、非规则区域控制、地质构造区等值线编绘自动化。1.2.6 “九五”期间进一步研究了高产高效采煤工作面和综掘工作面的瓦斯涌出规律，对回采工作面瓦斯涌出量引入工作面推进度修正系数，研究了综掘落煤瓦斯的均匀性并与落煤量、运煤速度，工作面长度有关。通过研究完善了矿井瓦斯涌出量预测方法。经过几十年的不懈努力，尤其是经过“六五”、“七五”、“八五”、“九五”攻关，进行了含量测定、涌出量预测到矿井瓦斯地质图件绘制全部实现微机化、自动化、规范化，形成了成

21、熟、完善、配套的矿井瓦斯预测技术，为新矿井设计、老矿井深部改造、矿井通风、瓦斯抽放设计提供了科学依据。2 矿井瓦斯涌出量预测方法新矿井、新水平和新采区投产前，都应进行矿井瓦斯涌出量预测，这是矿井通风设计、瓦斯抽放设计和瓦斯管理必不可少的基础工作。现有的矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类，一是矿山统计预测法，另一是根据煤层瓦斯含量进行预测的分源预测法。下面详细介绍两种预测方法：2.1 矿山统计法矿山统计预测法的实质是：根据生产矿井积累的实测瓦斯资料，经过统计分析，把得出的矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，应用来推算新水平、新区或邻近新矿井的瓦斯涌出量。2.1.1 矿山统计预测法的工作步骤及计

22、算方法1）已采区域瓦斯测定资料的统计分析根据矿井通风瓦斯报表、瓦斯等级鉴定和其它瓦斯涌出量测定资料，一般按月计算矿井平均相对瓦斯涌出量(q)，计算公式为： （21）式中 Qi、Ci该月内每次测得的回风量(m3/min)及风流中瓦斯浓度（）； n该月内测定的次数； A该月内的平均日产量，t。如果该月只有一个水平开采，则q就是该开采深度(H)处的相对瓦斯涌出量。如果是多水平开采，则必须求出该月的加权平均开采深度(Hc)，则q就是该加权平均深度(Hc)处的相对瓦斯涌出量。2）加权平均开采深度的计算 （22）式中 Hi、Ai该月第i个采区的开采深度(m)n该月开采的采区数。3）推算深部水平的瓦斯涌出量

23、对统计所得的q及H(或Hc)值，可用图解法或计算法来确定二者之间的关系，并据此推算深部水平的矿井瓦斯涌出量。图2-1淮南谢二矿q与H的关系图21、图22分别示出了淮南谢二矿及鹤壁四矿的q与H的关系。谢二矿用统计法得出的矿井相对瓦斯涌出量与开采深度呈良好的线性关系；鹤壁四矿大致仍呈线性关系。其回归方程可用下式表达： qKH十b (23)或 q十b (24)式中 q采深H处的相对瓦斯涌出量,m3/t， K、b常数，K1/a； 瓦斯涌出量梯度，m/(m3/t)。的物理意义是：相对瓦斯涌出量每增加1m3/t时，开采深度增加的平均值m数。值的大小取决于煤层倾角、煤层和围岩的透气性等因素。当只有二个开采水

24、平的瓦斯涌出量资料时，则 （25）或 （26）式中 q2、q1分别为采深H2、H1处的相对瓦斯涌出量，m3/t； H0瓦斯风化带深度，m； 2瓦斯风化带的瓦斯涌出量，m3/t； n常数，在目前开采深度下、当外推深度较小时，一般取n1。当有较多水平的瓦斯涌出量资料时，值可用图解法或最小二乘方按下式确定平均值。图2-2 鹤壁四矿相对瓦斯涌出量随采深变化的关系 （27）式中 Hi、qi第i个水平的开采深度(m)和相对瓦斯涌出量(m3/t)；n统计的开采水平个数。2.1.2 采用矿山统计法预测需要注意的几个问题1)随着开采深度的延深，矿井瓦斯涌出量梯度值()，不是一个固定值。深部瓦斯涌出量梯度()增大

25、，反映随着矿井开采深度的增加，其瓦斯涌出量的增加速度变缓，这是符合煤层瓦斯含量随瓦斯压力增大，而逐渐趋向饱和的规律的。2)矿山统计法预测瓦斯涌出量的直接外推范围，目前大致认为在垂深200m或斜长600m范围内。那么对于各种不同条件的矿井，可把已知的q与H的统计点，除了用式(23)回归为线性关系式外，再用下式回归为双曲线关系式。 (28) 式中 q按双曲线关系式确定的H深度处的瓦斯涌出量，m3/t； C、d、E分别为用最小二乘法确定的常数。当按式(23)及式(28)预测的q及q值二者之间的差值不超过30时,此时相对应的H值，即为外推的最大深度。显然，该方法认为矿井瓦斯涌出量的自然波动范围可以达到

26、30。从计算可知，当瓦斯涌出量梯度愈小，则允许外推的范围亦小。3)用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量时，由于应用的基础资料是回采期间的平均相对瓦斯涌出量，所以采用此预测值来设计矿井所需风量时，应考虑瓦斯涌出不均衡系数。矿井瓦斯涌出不均衡系数可在统计矿井瓦斯涌出量的同时计算确定。2.2 分源预测法分源预测法又称含量预测法。这种方法以煤层瓦斯含量为预测的主要参数。通过计算井下各种瓦斯涌出源的瓦斯涌出量，得到采煤工作面、采区或全矿井的瓦斯涌出量预测值。井下瓦斯涌出源包括：开采煤层的瓦斯涌出、采空区的瓦斯涌出等。目前，这类方法有近10种，它们之间的区别在于每种方法所考虑的影响因素及物理模型不同。一般认为，

27、前苏联提出的预测方法比较有代表性。我国在分源预测法的研究方面起步较晚，20世纪80年代中期才开始这种方法的研究工作。1986年，于良臣教授首次将前苏联的这种方法应用于淮南矿务局潘一矿的瓦斯涌出量预测，并对前苏联公式中的个别多数作了一些修改。在此之后，煤炭科学研究总院抚顺分院对前苏联公式中的围岩瓦斯涌出系数、采落煤炭残存瓦斯含量、巷道煤壁瓦斯涌出初速度、采空区瓦斯涌出系数等一些参数进行了考察，提出了我国煤矿条件下的取值范围或计算公式形成了改进的预测方法。根据煤炭科学研究总院抚顺分院的研究，矿井瓦斯涌出的源、汇关系如图23所示。计算各个源的瓦斯涌出量时，在不影响预测精度的要求下，为了计算方便，根据

28、瓦斯涌出现律，对有些计算可作简化处理；有些参数根据研究结果和各矿的实际经验，给出了确定值或范围。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面 瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：巷道煤壁瓦斯涌出源：掘进落煤瓦斯涌出图2-3 矿井瓦斯涌出的源、汇关系2.2.1 分源预测法所需的原始资料应用分源法预测矿井瓦斯涌出量时，需要具备以下原始资料：1)各煤层的瓦斯风化带深度、不同深度处的煤层瓦斯含量测定资料或瓦斯含量等值线图。2)地层剖面和柱状图。图上应标明各煤层(包括不可采层)的厚度、层间距离和岩性。3)各煤层的煤的工业分析

29、指标(灰分、水分、挥发分和密度)和煤质牌号。4)矿井开拓和开采系统初步设计图。应有采区布置、煤层开采顺序、采煤方法、通风方式等。2.2.2 掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进工作面瓦斯涌出量可以认为由两部分组成1）掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 (29)式中 q11掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；n煤壁暴露面个数，单巷掘进时， n=2；m0煤层厚度，m；巷道平均掘进速度，m/min；L巷道长度，m；q0暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/min.m2。可按q00.026(0.0004V2+0.16)W0；式中V为煤中挥发份含量，；W0为煤层原始瓦斯含量，m3/t， m3/m2min。2）掘进巷道落煤瓦斯涌

30、出量 qS（WWc） (210)式中 q掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；S掘进巷道煤层断面积,m2；巷道平均掘进速度，m/min；煤的密度，t/m3；W煤层原始瓦斯含量， m3/t；Wc运至地表煤的残存瓦斯含量， m3/t。可按表21取值；表2-1 运至地表煤的残存瓦斯含量煤的挥发份含量%6881212181826263535424250残存瓦斯含量m3.t-196644332222掘进巷道的瓦斯涌出量为：Q1q1-1q1-2 （211）式中 Q1掘进巷道瓦斯涌出总量，m3/min。在下面计算生产区及全矿井的瓦斯涌出量时，还将换算成相对此斯涌出量，m3/t。2.2.3 回采工作面瓦斯涌

31、出量计算1.开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量计算1) 薄及中厚煤层不分层开采时,瓦斯涌出量按下式计算： （212）式中 q2-1开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量，m3/t； k1围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法有关，一般按顶板管理方法取值。全部陷落法管理顶板时，k11.20。局部充填法时，k11.15。全部充填法时，k11.10； k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，k2l/，为工作面回采率； k3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式回采时，k3按下式确定： k3 (213)采用长壁前进式回采时，如上部相邻工作面已采，则kl；如上部相邻工作面未采，k

32、3按下式确定： k3 （214）式中 L回采工作面长度，m； h巷道预排瓦斯带宽度，m。可按表22取值； b巷道宽度，m；m煤层厚度，m；M采高，m；W煤的原始瓦斯含量， m3/t；Wc运至地表煤的残存瓦斯含量，m3/t，可按表21取值。其他符号意义同前。表2-2 巷道预排瓦斯带宽度h巷道煤壁暴露时间T（d）不同煤种巷道预排瓦斯带宽度h（m）无烟煤瘦煤及焦煤肥煤、气煤及长焰煤25501001502002503006.57.49.010.511.012.013.09.010.512.414.215.416.918.011.513.016.018.019.721.523.0h值亦可采用下式计算：低

33、变质煤：h0.808T0.55；高变质煤：h（13.850.0183T）/(1+0.0183T)。2）厚煤层分层开采时，瓦斯涌出量为： q2-1kkkk（WWc） (215)式中 k分层开采时瓦斯涌出系数。可按表23取值。其他符号意义同前。表2-3 分层开采时瓦斯涌出系数分二层开采分三层开采 k1 k2k1 k2 k31.504 0.4961.820 0.692 0.4882.回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算回采工作面邻近层瓦斯涌出量可按下式计算： （216）式中 q2-2邻近层瓦斯涌出量， m3/t；mi上、下邻近层煤层厚度，m；Ki邻近层瓦斯排放率，图24a、b取值，或按下式计算：K上=25

34、7.01-53.48lnH ；K下 =157.6240.19lnH(H为邻近层至开采层的垂直距离，m)；排放率邻近层瓦斯排放率至开采层距离至开采层距离图2-4a 国外测定曲线图2-4b 国内测定曲线n上、下邻近层数；M开采层采高，m；W邻近层的瓦斯含量，m3/t。回采工作面的瓦斯涌出总量为：Q2q21q22式中 Q2回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t。2.2.4 生产采空区瓦斯涌出量计算生产采空区的瓦斯涌出量是指正在生产的采区，除回采工作面和掘进巷道涌出的瓦斯量以外的所有其他地点的瓦斯涌出量。生产采空区的瓦斯涌出包括采区内已采完工作面、残留煤柱、报废巷道、备用工作面巷道及采区内各硐室涌出的瓦斯。

35、显然，要精确计算是因难的，经对生产矿井的大量统计资料分析，生产采区的瓦斯涌出量可采用采空区瓦斯涌出系数K近似计算。K为生产采区瓦斯涌出量与生产区内正在回采的工作面、准备工作面和掘进巷道瓦斯涌出量之和的比值。K的取值取决于采区内同时采煤与掘进的工作面个数以及采区内采空区的面积。K的取值范围是：对于单一煤层，K1.201.35；对于近距离煤层群，K1.251.45。2.2.5 生产采区瓦斯涌出量计算生产采区瓦斯涌出量包括采区内所有回采工作面、掘进工作面(巷道)和生产采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算： (217)式中 Q3生产采区瓦斯涌出量，m3/t； K生产采区采空区瓦斯涌出系数，对于单一煤层，K

36、1.201.35；对于近距离煤层群，K1.251.45； Q2i第i个回来工作面的瓦斯涌出量, m3/t； Ai第i个回采工作面的平均日产量，t/d； Qli策i个掘进工作面(巷道)的瓦斯涌出量，m3/min； A0i生产采区回采煤量和掘进煤量之总和，t/d。2.2.6 已采采空区瓦斯涌出量计算已采采空区的瓦斯涌出是指从已采完采区密闭后涌出的瓦斯，以及除生产采区涌出的瓦斯外，所有的其他瓦斯涌出。计算方法采用同K的方法，即采用已采采空区瓦斯涌出系数K近似计算。K为矿井瓦斯涌出量与各生产采区瓦斯涌出量之和的比值。K的大小主要取决于采空区面积及密闭质量，取值范围是：对于单一煤层，K1.151.25；

37、对近距离煤层群，K1.251.45。2.2.7 矿井瓦斯涌出量计算矿井瓦斯涌出量是矿井内全部生产区和已采采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算： (218)式中 Q矿井瓦斯涌出量，m3/t； K已采采空区瓦斯涌出系数，对于单一煤层，K1.151.25；对近距离煤层群，K1.251.45。 Q3i第i个生产采区的瓦斯涌出量，m3/t； A0i第i个生产采区的产煤量，t/d。3 矿井概况竹林山矿井为山西省阳城县属煤炭企业，位于阳城县西北25km处，其地理坐标为11215001121732，北纬353552353752。图3-1 竹林山位置图矿区交通便利。井田南约1km处有芹池-张村县级公路通过，东距晋城

38、-韩城公路4km，经芹张、晋韩公路可直通阳城、晋城、沁水、侯马等城市。该矿拟建的铁路专用线从大宁号井矿接轨，线路长度仅为16.7km，大宁号井铁路专用线，预计从候月线的阳城车站岔出，线路长度14.6km，通过候月线可以与太焦线、南同蒲线相通，亦可直达阳城坑口电厂。3.1 地形、地貌及水系井田地处太行山与中条山结合部，地貌区划属侵蚀丘陵山地，沟谷及山梁发育，地形切割比较破碎，区内分布两条北北西向冲沟（马庄沟和吕庄沟），三条与冲沟相间分布的山梁，其中位于井田中部的西岭是井田内主要地貌单元，决定井田的总地势呈东西低，中间高，南部低，北部高的格局，地面南部最低点海拔高度750m，北部山梁最高点为112

39、5m，相对高差375m。井田内无大河分布，仅有马庄沟、吕庄沟两条小溪流由北向南流入芦苇河，芦苇河北距井田仅1km，由西向东流入沁河，沁河属黄河流域河水系。由于流域面积小水量不大，距阳城县水利局观测资料，最高洪峰流量为1600m3/s。3.2 地质特征3.2.1 地层及地质构造井田所在区地层分布由南向北依次出露奥陶系、石炭系、二迭系、第三系及第四系、松散沉积物广泛分布并直接覆盖与上述各时代地层之上。依据地表出露及钻孔揭露情况，井田地层由老至新依次有：1) 奥陶系中统峰峰组（O2f）：为含煤地层基层，根据区域资料，该组厚8294m，上段由灰色、深灰色中厚层状石灰岩组成，质纯，厚37.55m；下段由

40、浅灰色质灰岩、白云质灰岩和泥岩组成，层理一般比较紊乱，具有角砾状构造。2) 石炭系中统本溪组（C2b）：地层厚度5.4412.11m，一般小于10m，主要由浅灰色铝土质泥岩、铝土岩组成，含大量黄铁矿结核或团块，局部含菱铁矿透镜体。3) 石炭系上统组（C3b）：该组为井田内主要地层之一，总厚度71.73129m，一般厚度80m左右。底部常以K1砂岩与本溪组分界，呈整合接触，该组自下而上按区域分为三个岩性地层段：第一段（C3b1）由K1砂岩底至K2灰岩底，岩性有黑色泥岩及煤层名局部发育砂岩，号煤层赋存在此层位，厚7.1133.29m，一般厚10m左右；第二段（C3b2）：由K2灰岩至灰岩底，岩性有

41、中厚层状石灰岩、粉岩及泥岩，夹少量薄煤线，砂岩和泥岩含岩质很高，石灰岩含泥质并富含生物化石，厚29.3945.20m，平均厚36.45m；第三段（C3b3）：有K4灰岩顶至K7砂岩底，主要有砂岩、粉岩及泥岩组成，一般夹层薄石灰岩及薄煤层，厚39.1554.18m，平均厚54.74m。4) 二迭系下统山西组（P1s）：该组是矿区主要含煤地层之一，为一套陆相沉积岩系。自K7砂岩底至K8砂岩底，地层总厚37.8549.01m，一般厚40m，与下伏太原组地层整合接触。含煤34层，其中所含的3煤层为矿区主要开采煤层，4煤层为局部可采，1、2煤层为煤线或不可采煤层。5) 二迭系下统下石盒子组（P1x）：地

42、层总厚55.8873.93m，一般厚64.98m，由砂岩、砂质泥岩和泥岩组成。砂岩多分布于下部和中上部，一般为灰色。砂质泥岩和泥岩多分布于中部，颜色呈深色或黑色，夹12层煤线，下石盒子组与下伏山西组呈整合接触。6) 二迭系上统上石盒子组（P2s）：井田范围出露地层主要为上石盒子组，总厚为448.03450.91m，岩性主要由砂岩和粉砂岩组成。7) 二迭系上统石千峰组（P2Sh）：该组岩性下部以浅黄色砂岩为主，分布于山梁之上。8) 第三系上新统（N）：该层在区内零星分布，为红、棕色粘土，含铁锰质薄膜，厚020m，一般厚9m。9) 第四系中更新统（Q2）：该层在区内沿低洼处广泛分布，为浅红色亚砂土

43、，含钙质结核，厚015m，一般厚8m。10) 第四系上更新统（Q3）：该层在区内沿沟谷两侧分布，为浅黄色亚砂土，局部夹有砂层，厚020m，一般厚10m。11) 第四系全新统(Q4)：该层在区内沿沟谷分布，为浅黄、灰绿色砂及砂砾石，厚度一般小于5m。3.2.2 地质构造该井田区域构造背景为山西中隆起和沁水台向斜的南端，区域地层总体走向为东西和北西向，倾向北，倾角一般小于10，区域总体形态为单斜构造，并发育次级宽缓褶曲构造，主要断层构造为走向北东南西的正断层，较大的断裂两侧派生一些次级小断裂或褶曲构造。 1) 褶皱：白庄箕形向斜为井田的主体构造形态，分布范围涉及井田绝大部分面积，地层产状变化趋势是：井田西部地层走向西转向近南北，