毕业设计（论文）-杨柳矿10414工作面防突技术及应用.doc

学校代码：11517学 号：201010104117 HENAN INSTITUTE OF ENGINEERING 毕业论文题 目 杨柳矿10414工作面防 突技术及应用 学生姓名 专业班级 安全工程1041班 学 号 201010104117 院 （部） 安全工程学院 指导教师(职称) ） 完成时间 2014年5月26日 河南工程学院论文版权使用授权书本人完全了解河南工程学院关于收集、保存、使用学位论文的规定，同意如下各项内容：按照学校要求提交论文的印刷本和电子版本；学校有权保存论文的印刷本和电子版，并采用影印、缩印、扫描、数字化或其它手段保存论文；学校有权提供目录检索以及提供本论文全文或者部分的阅览服务；学校有权按有关规定向国家有关部门或者机构送交论文的复印件和电子版；在不以赢利为目的的前提下，学校可以适当复制论文的部分或全部内容用于学术活动。作者签名： 年 月 日 河南工程学院毕业设计（论文）原创性声明本人郑重声明：所呈交的论文，是本人在指导教师指导下，进行研究工作所取得的成果。除文中已经注明引用的内容外，本论文的研究成果不包含任何他人创作的、已公开发表或者没有公开发表的作品的内容。对本论文所涉及的研究工作做出贡献的其他个人和集体，均已在文中以明确方式标明。本学位论文原创性声明的法律责任由本人承担。作者签名： 年 月 日河南工程学院毕业论文任务书题目 杨柳矿10414工作面防突技术及应用 专业 安全工程 学号 201010104117 姓名 张庆文 一、主要内容深入了解防突技术，结合现场地质构造及煤层情况，针对突出问题进行分析、评价、治理、检验。具体如下： （1）总结防突技术现状，论述研究内容意义； （2）采用一定方法进行突出危险性评价； （3）瓦斯参数测定； （4）从开采前、开采后及邻近层等采用不同的防突技术进行瓦斯治理并对治理效果进行检验； （5）论文总结及展望。二、基本要求（1）查阅文献资料不少于35篇(列入参考文献中)，其中外文文献不少于5篇。根据查阅的文献资料情况，写出文献综述，字数不少于3000字；翻译外文文献一篇，译文字数不少于3000字，并分别单独装订成册。（2）第8学期第3周，完成“开题报告”。（3）论文篇幅2万字左右。三、主要参考文献 1 张铁岗. 矿井瓦斯综合治理技术M. 北京: 煤炭工业出版社, 2001. 2 王佑安. “四位一体”综合防突措施J. 煤矿安全, 2003, 34(增刊): 61-63. 3 仵自连, 张玉华. 矿井瓦斯治理M. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2009. 4 曹庆贵. 安全系统工程M. 北京: 煤炭工业出版社, 2010. 5 国家安全生产监督管理总局. 安全评价M. 北京: 煤炭工业出版社, 2005. 6 刘頔. 煤层瓦斯压力测定中的注浆封孔工艺分析J. 科技信息, 2007, 11(4): 29-30. 7 张国枢. 通风安全学M. 徐州: 中国矿业大学, 2011. 8 何国益. 矿井瓦斯治理实用技术M. 北京: 煤炭工业出版社, 2011. 9 李建铭. 煤与瓦斯突出防治技术手册M. 徐州: 中国矿业大学出版社, 2004. 10 国家安全生产监督管理总局. 煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1026-2006)M. 北京: 煤炭工业出版社, 2007. 11 国家煤矿安全监察局. 煤矿安全规程M. 北京: 煤炭工业出版社, 2001. 12 宋宜波. 高瓦斯综采工作面瓦斯综合治理实践J. 煤炭技术, 2008, 1(27): 65-67.完 成 期 限：指导教师签名： 专业负责人签名： 年 月 日杨柳矿10414工作面防突技术及应用目 录摘 要Abstract1 前言11.1 背景及意义11.2 国内外研究概况及存在问题2 1.2.1 国外防突技术研究概况2 1.2.2 国内防突技术研究概况3 1.2.3 瓦斯涌出规律研究现状5 1.2.4 防突技术存在问题51.3 本论文的研究方向和技术路线62 煤与瓦斯突出危险性评价72.1 进行突出评价的必要性72.2 事故树分析方法简介72.3 事故树编制过程及求解8 2.3.1 事故树编制过程8 2.3.2 最小割集、最小径集计算8 2.3.3 结构重要度分析9 2.3.4 事故树分析结论103 瓦斯压力及含量测定113.1 煤层瓦斯压力统计11 3.1.1 煤层瓦斯压力测定原理及工艺11 3.1.2 瓦斯压力测定结果123.2 工业分析及吸附常数测定133.3 煤层瓦斯含量测定154 工作面防突技术174.1 矿井概况17 4.1.1 矿井地理位置概况17 4.1.2 地质构造17 4.1.3 煤层与煤质18 4.1.4 瓦斯概况19 4.1.5 通风系统20 4.1.6 水文地质204.2 瓦斯抽放必要性与原则20 4.2.1 瓦斯抽放的必要性20 4.2.2 选择抽放瓦斯的原则214.3 抽放瓦斯方法的选择21 4.3.1 工作面回采前瓦斯抽放方法22 4.3.2 工作面回采期间瓦斯抽放方法24 4.3.3 采空区埋管抽放25 4.3.4 中组煤层瓦斯抽放方法254.4 设备选型及管路敷设274.5 防突技术效果285 结论29致 谢30参考文献31杨柳矿10414工作面防突技术及应用摘 要 瓦斯灾害作为矿井五大自然灾害之首，一直制约着煤矿生产效率的提高，严重威胁日常生产和井下工人的生命安全。瓦斯灾害中煤与瓦斯突出事故最为严重，因此防治突出是治理瓦斯的重点。杨柳矿10414工作面在掘进和生产期间出现了瓦斯非正常涌出、瓦斯超限及突出的现象，严重制约着煤炭安全生产。论文首先对影响煤与瓦斯突出的煤体特征、地质构造、瓦斯等因素按照事故树的编制规程编制事故树，进行了突出危险性评价，求出了最小割集、最小径集及基本事件的结构重要度，找出了影响突出的主要因素及防治突出最有效最快捷的方法。其次，论文对瓦斯基本参数进行测定，确定了瓦斯含量及瓦斯压力。最后，为了充分利用时间与空间，实现立体化、多元化的抽放，最大限度地增加瓦斯抽放量、提高瓦斯抽放率，论文采取了顺层钻孔与穿层钻孔相结合、顶板高位走向钻孔、采空区埋管抽放、高位穿层拦截钻孔、地面钻井抽放瓦斯，最大限度降低了煤层瓦斯含量和瓦斯压力，从而降低了发生煤与瓦斯突出事故的可能性，确保了工作面安全掘进、回采。关键词 煤与瓦斯突出；突出危险性评价；瓦斯抽采Outburst Prevention Technology and Application of Yangliu Mine 10414 Mechanized Mining FaceAbstract Gas disaster, as the most important one of five natural disasters, has been restricting the efficiency of coal mine production all the time, and seriously threatens the daily production and the safety of underground workers. Coal and gas outburst accident most serious in gas disaster, so coal and gas outburst prevention is the key of gas control. Phenomenon of methane abnormal emission, gas exceeding limit and outburst was appeared in 10414 mechanized mining face of Yangliu coal mine in the process of excavation and production. It was seriously restricting the safe production in coal mines. Firstly, based on the coal and gas outburst influence factor of coal characteristics, geological structure, methane and other factors, fault tree was completed by authorized regulation of fault tree. Outburst danger was evaluated and structure importance of minimal cut set, minimal radius set and basic events was calculated. The main factors of affecting outburst and most effective and shortcut method of managing outburst were obtained. Secondly, basic parameters of methane content and methane pressure were measured and confirmed. Finally, in order to full use the time and space, achieve three-dimensional and diversified methane drainage and maximize increase methane drainage volume and improve methane drainage rate, drainage measures of combining bedding boring and wear layer drilling, buried tube drainage in goaf, high wear layer intercept drilling and ground drilling drainage gas were used. Coal seam methane content and pressure was greatest degree to reduce and possibility of gas outburst accident was decreased. The research result is beneficial to safe tunnelling and coal mining of face.Key Words Coal and gas outburst; Evaluation on the outburst danger; Gas extractionIII1 前言1.1 背景及意义我国是以煤炭为主要能源的国家，煤炭开采与国家的发展与人民的福祉紧密相连。但受到开采技术、管理水平、煤炭赋存条件以及职工的素质等影响，在煤矿事故频发，带来了巨大经济损失和人员伤亡。在政府、技术人员和广大职工的共同努力之下，应对煤矿事故的安全措施越来越成熟，煤炭产业由粗放型向集约型转变，煤矿事故的发生在逐步减少。据初步统计，2012年煤矿事故779起，死亡1384人，百万吨死亡率0.374。2013年全国共发生各类煤矿事故589起，死亡和失踪1049人，同比分别下降24.4 %和24.2 %；其中较大以上事故61起，死亡和失踪468人，同比分别下降29.9 %和25 %；煤矿百万吨死亡率为0.293，比上年下降21.7 %，煤矿安全生产形势稳定好转1。虽然如此，与南非、波兰、德国等煤炭大国仍然有很大的差距。据不完全统计，20012012年来在煤矿安全事故中，瓦斯事故1035起，死亡人数8463人，顶板事故3805起，死亡人数为5108人，中毒窒息事故667起，死亡人数1566人，水灾事故473起，造成2744人死亡，火灾事故152起，死亡人数930人2-4。从中可以看出，瓦斯事故造成的人员伤亡最大，它严重威胁着井下工作人员的生命安全，并制约着煤矿的安全生产，我国一向重视瓦斯灾害的防治，不断加大治理力度，取得了一系列的成果，缓解了瓦斯事故的发生，但瓦斯治理问题依然严峻，采深增加和综采设备的运用给煤矿安全生产带来了新的挑战。防治瓦斯超限、集聚等问题依然是我国煤炭安全的迫切需要5。工作面的瓦斯来源有煤壁、采落煤炭、采空区，开采单一薄煤层或中厚煤层瓦斯主要来源于煤层暴露面和采落煤炭，煤层瓦斯含量越高，开采时瓦斯涌出量也越大6。在开采层附近赋存有瓦斯含量大的煤层时，受采动影响，采空区上下形成大量裂隙，瓦斯就会流向采空区，进入生产空间。综采机械化设备的普遍应用，使煤炭的产量大大提高，但综采推进速度快，开采强度大，瓦斯涌出量随之加大，当顶板周期来压，采空区瓦斯大量涌入工作面，常常导致工作面局部瓦斯超限，严重制约着煤矿的安全生产。煤层开采深度不断加大，使煤层中的瓦斯向地表运移距离越长，煤层透气性降低，瓦斯散失越困难，瓦斯含量增加，使有煤与瓦斯突出危险的矿井增多7。因此继续开展瓦斯防治技术的研究与应用，完善措施，创新方法，降低煤与瓦斯突出的频率，减少突出事故的危害，解决不断面临的新问题仍然具有深远意义。1.2 国内外研究概况及存在问题1.2.1 国外防突技术研究概况 前苏联、波兰、德国等国采用瓦斯抽放、开采保护层区域性的消除了突出危险性；局部性措施有：金属骨架、超前钻孔、卸压槽等。总体来讲区域性防突措施的范围较大效果也比局部性措施好。如果煤层没有保护层可以开采则采用的瓦斯防治措施主要是瓦斯抽放。在瓦斯抽放钻孔布置方面，前苏联研究表明下向钻孔、水平钻孔和上向孔三种方式的瓦斯抽放之比为1:1.2:1.35，且上向孔抽放在薄煤层及自然透气性低的煤层中使用效果最好。针对低透气性煤层抽放困难的问题，前苏联采用了交叉钻孔强化预抽煤层瓦斯的方法使透气性低的煤层瓦斯抽放率得到显著提高，其抽放率比平行钻孔高13倍，因此这种方法得到了广泛的应用。研究表明，在开采深度大的条件下，采用直径较大的钻孔可以有效地提高抽放效果8。日本赤平矿采用增大钻孔直径的方法(65 mm到120 mm)瓦斯抽放量增大了2.5倍，加大钻孔直径是发展的趋势。在顺槽打钻抽放时，由于其与回采工作相互干扰造成抽放时间较短，瓦斯抽放量不高。集中抽放系统最先在捷克和德国使用使抽放时间得到了有效的延长，即利用石门布置集中抽放站，向煤层打放射状钻孔。如：捷克2MP煤矿、德比扬斯克煤矿和斯特里克煤矿都采用了这种集中抽放系统。封孔质量的好坏直接影响到抽放瓦斯量和抽放率，是实现高效瓦斯抽放必不可少的重要环节。德国、日本采用聚氨酯封孔，美国用水泥及其他机械装置封孔，俄罗斯用橡胶圈封孔器、快干水泥封孔，英国采用树脂及橡胶圈封孔。为提高瓦斯抽放量在不断完善综合抽放方式的基础上，均研究和采用了强化抽放瓦斯的方式，研制出了强力钻机，以提高钻进速度和钻进深度。日本研究成功了在高瓦斯长壁工作面顶板打水平钻孔抽放采空区瓦斯的工艺和相应的装备，单孔抽放率达23 m3/min9。改善煤层透气性方面。通常的方法是利用盐酸处理和水力压裂方法改善煤层透气性，但其作用范围限于500 m，超过此深度效果逐渐降低。乌克兰采用腐植酸钠和水力压裂处理煤层。在煤层中的渗透作用强扩散距离大，并有方向性地改变了煤层的结构和物理特征。实验表明，采用新药剂的综合抽放法克提高抽采率60%75 %。成为一种产业加以发展。德国、苏联等国家也相继开始了煤层气的研究与开发。煤与瓦斯突出防治。突出预测：前苏联顿涅茨克工学院研究利用煤体变性指标来确定煤层突出危险性；波兰采用钻粉法测定瓦斯解吸量来判断突出倾向；美国从20世纪30代开始微震监测研究，近年来使用了突出自动监测系统，起到了良好的效果。突出防治：当开采煤层群时，开采解放层是预防突出最有效的方法，前苏联的顿巴斯矿区多年来开采解放层，形成了一些列的完整措施。原联邦德国认为刨煤机比滚筒采煤机安全，有50%的长壁工作面使用刨煤机开采10。上隅角瓦斯治理。国外采用压风引射器引排法、小型液压风机吹散法、钻孔及埋管抽放等。前苏联、原西德、波兰等国除了加强瓦斯抽放外，主要是通过改变回采工作面通风系统来维持安全生产，如Z型、Y型、H型等通风系统。1.2.2 国内防突技术研究概况我国煤矿防突技术自20世纪50年代开始，经历了漫长曲折的研究与实践。以煤与瓦斯突出规律为起点，引进学习国外煤与瓦斯突出的成果及经验，并结合中国煤炭开采的特点研究适合我国的煤与瓦斯突出预测、防治方法11。60年代使用保护层开采防突技术使全国突出次数明显下降。70年代，中国矿业大学、煤科院和天府矿务局对远距离上保护层开采，使下方被保护层透气性系数增加300多倍，是我国最早统地对保护层开采效果的考察研究12。19751976年，中国矿业大学和天府矿务局进行了石门预排煤层瓦斯消除揭煤区域突出危险性的机理研究，在运用中使瓦斯压力由4.0 MPa降至0.25 MPa，煤层透气性增大50倍，预排煤层瓦斯区域排放率为75%，区域性的消除了突出危险性13。随后中国矿业大学和中梁山煤矿研究并应用了大面积预抽煤层瓦斯区域性地消除了煤与瓦斯突出14。19941995年，煤炭科学研究总院抚顺分院与焦作煤业集团进行了交叉钻孔预抽本煤层瓦斯的研究，平行钻孔和交叉钻孔相间布置。结果表明，在钻孔数量及质量相同时，采用交叉钻孔比传统的平行钻孔提高瓦斯抽放量0.461.02倍。19982002年，中国矿业大学和淮南矿业集团进行了远距离下保护层开采及卸压瓦斯强化抽采试验，使煤层透气性系数大幅度增加，同时也提高了瓦斯的抽采率，不仅使瓦斯得到合理利用，而且大大降低了煤与瓦斯突出的危险性15。进入21世纪后，区域防突又有了进一步的发展，20052006年中国矿业大学和阳泉煤业集团开展了超远距离下保护层开采及卸压瓦斯强化抽采试验研究，在应用中使被保护层抽采率大于70 %。中国矿业大学和淮北矿业集团在淮北祁南矿开展网格式穿层钻孔孔群增透瓦斯抽采技术，利用该技术在钻孔施工过程中采用水压诱导控制喷孔，提高了孔群范围内煤体的透气性，通过抽采使煤层巷道具备了综合机械化的掘进条件。经过几十年的研究发展已经形成了比较完善的瓦斯防治技术。最为有效且实施效果较好的措施有区域性防突措施、“四位一体”综合防突措施16。其中区域性防突措施可使煤层一定区域消除突出危险性属于该类的措施有开采保护层、预抽煤层瓦斯和煤层注水。在突出矿井中先开采保护层可使其上下相邻的有突出危险性的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层17。预抽煤层瓦斯是在采用通风方式不能解决瓦斯问题时时采用，它分为开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放、围岩瓦斯抽放。区的优点在于施工不与采掘工作冲突，防突措施和正常的生产工作可同时进行“四位一体”综合防突措施包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施四个方面。从预测、防治、检验、防护措施较为全面综合地防治煤与瓦斯突出，其效果显著。总体来讲，为保障安全生产，必须因地制宜，把采前抽采与边抽边采等措施结合起来，采取综合的瓦斯抽放技术。利用时间与空间，实现立体化、多元化的抽放，能够最大限度地增加瓦斯抽放量、提高瓦斯抽放率，在工艺和方式方面，采取井下抽放与地面抽放相结合、垂直钻孔抽放与水平长钻孔抽放相结合、短钻孔抽采与长钻孔抽采相结合、常规抽放与强化抽放相结合、邻近层与本煤层抽采相结合的技术措施，综合使用优势互补。其最终目的是矿井瓦斯抽放能力要与采掘布局相协调、相匹配，使采掘生产活动始终在安全容许范围内。另外，在没有条件采用区域防突措施时，可采用局部防突措施：松动爆破、钻孔排放瓦斯、水力冲孔、金属骨架、超前钻孔、超前支架、卸压槽、煤体固化。此措施可使工作面前方局部失去突出危险性，但局部防突不能与采掘工艺并行且受到地质因素影响较大，所以仅作为区域防突措施的补充18。1.2.3 瓦斯涌出规律研究现状大量资料表明，突出是有规律可循的19。了解这些规律对于制定合理的防突方案具有重要作用。瓦斯涌出普遍有如下规律： (1) 当采掘深度达到一定值后才会诱发突出，不同地质条件、开采方式发生突出的深度也大相径庭。总体来讲突出的强度是随着开采深度增加而加强的，突出次数也会随之增加。 (2) 有地质构造的区域如：褶曲、断层等是突出最多的地带，据南桐矿务局统计，扭转、断层、褶曲等地质构造附近是突出事故高发地带，除石门突出外，达到95 %以上。(3) 巷道上隅角、相向掘进工作面接近时，煤层煤柱的相对应上下方煤层处，回采工作面的集中应力区内掘进时容易诱发突出。上山掘进时由于煤自重的影响会比下山掘进突出的可能性大。(4) 煤层厚度特别是软分层厚度的增加会导致突出次数和强度增加，硬而厚的围岩存在、煤层倾角大，都会导致突出的危险性增大。(5) 煤层瓦斯含量和瓦斯压力对突出有重要影响，但由于突出是多种因素诱发的结果，煤层的瓦斯含量和压力两项指标并不能完全成为衡量突出的标准。但我国瓦斯含量超过20 m3/t的特大突出矿井就有30个，此两项在突出中的地位仍不容忽视。(6) 突出煤层都具有一定的特点：软硬相间、强度低、透气性差，煤的原生结构遭到破坏，无明显节理、光泽暗淡等，放炮和落煤工序引发突出的可能性最大。(7) 突出的发生往往有征兆，支架和煤层的压力增大，煤壁膨胀鼓包掉渣，煤层内会有破裂声、煤炮声，瓦斯涌出量不稳定，煤尘增加，打钻时会有夹钻喷孔等现象。1.2.4 防突技术存在问题目前，防治煤与瓦斯突出的措施主要有开采保护层和瓦斯抽采。对具有保护层开采条件的煤层优先开采可起到煤体卸压和消突的作用。不具备开采保护层条件的煤层，可采用瓦斯抽采技术降低煤层瓦斯含量。而在瓦斯抽采的过程中暴露出了一系列的问题。瓦斯抽采需要与煤炭开采保持协调，煤炭高效开采就受到了限制，工作面的接替问题也很突出，而且很多抽采技术都有局限性，例如：井下顺煤层长钻孔抽采的优点是高效率低成本，但在钻孔施工的时候可能会遇到夹钻、卡钻等现象。穿层钻孔抽采效率高，但抽采设备需要专门设置巷道进行抽采布置和施工，耗时且成本高。保护层卸压抽采的施工和措施的效果存在着一定的风险。煤矿在防治瓦斯灾害方面存在的问题主要表现在以下几方面20： (1) 对瓦斯灾害认识上存在定位不准、认识不清的问题。(2) 瓦斯的管理方面问题多亟待解决，防突依然是煤矿安全生产的薄弱环节。 (3) 突出理论还没有实现重大突破，不能为突出事故的预防提供理论上的必然保障。 (4) 煤层瓦斯抽采效率偏低。(5) 目前的防突技术的发展主要是放在如何提高抽采率上，防突技术的创新较少。1.3 本论文的研究方向和技术路线本文针对杨柳矿10414工作面瓦斯突出的问题进行研究。用事故树对煤与瓦斯突出进行危险性评价，确定其具有防突的必要确定引起突出的主要因素。通过矿井瓦斯基本参数的测定，分析瓦斯涌出规律及瓦斯涌出的影响因素，根据分析结果制定合理的瓦斯防治技术措施，有针对地对工作面、采空区、邻近层采取不同的瓦斯抽采技术及安全对策，区域性地消除工作面瓦斯突出危险。最后对所采用的技术措施进行检验，看其是否能够消除突出危险，得出结论，如图1-1。图1-1 技术路线图2 煤与瓦斯突出危险性评价2.1 进行突出评价的必要性 杨柳矿煤与瓦斯突出危害严重，2009年12月27日，北总回风巷炮后发生岩石小型突出(巷道迎头有一层100 mm的煤线)。突出岩石年45吨，瓦斯量368 m3。在10414机、风巷施工过程中也发生过3次瓦斯动力现象。2011年7月17日，首采工作面10414的2#地面钻井发生喷孔现象，保守估计喷出瓦斯量166383 m3。给煤矿安全生产带来了严重威胁。但煤与瓦斯突出的机理表明突出是煤体特征、地质构造、瓦斯等多种因素共同作用的结果，臆断其发生的原因，漫无目的的进行防突不仅浪费人力物力，而且起不到相应的效果。为了有目的、有针对性地采取防突技术，制定相应的管理、生产方案，必须对引起突出的各种因素进行分析研究，找出引起瓦斯突出的主要因素，并针对这些因素采取相应的措施，保证煤炭的安全生产。2.2 事故树分析方法简介 (1) 事故树分析事故树分析(FTA)源于故障树分析21，是一种演绎的安全系统分析方法，是从结果到原因描绘事故发生的有向逻辑树，它通过分析事故的现象、原因、结果事件及它们的组合，从而找到避免事故的措施。事故树分析的作用有：较全面的分析导致事故的多种原因的逻辑关系，并对它们做出简介形象的描述。它能够发现和查明系统内部固有的和潜在的危险因素，并能够进行定性、定量分析与评价，为制定安全技术措施和采取安全管理对策提供依据。 (2) 割集、径集顶上事件是事故树分析的对象事件。事故树中能够导致顶上事件发生的基本事件的集合成为割集。能够导致顶上事件发生的最小限度的基本集合成为最小割集。某些特定的基本事件不发生，也可以使顶上事件不发生，这些基本事件的集合就称为径集。其中，保证顶上事件不发生所需要的最小限度的径集成为最小径集22。(3) 结构重要度结构重要度是从事故树的结构上分析各个基本事件的重要性程度，它不考虑各个基本事件的发生概率，或者是认为基本事件发生概率都相等的情况下，分析各个事件对顶上事件的影响程度。最常用的方法是利用最小割(径)集，判断系统的大小排出重要顺序。2.3 事故树编制过程及求解2.3.1 事故树编制过程 根据煤与瓦斯突出机理的综合假说及瓦斯地质方面的相关理论，瓦斯突出的发生主要是由煤层赋存的瓦斯特征及其周围的地质条件来影响和控制的。把煤与瓦斯突出作为顶上事件，各类瓦斯、地质的条件构成诸多的基本事件，按照事故树的编制规程，将各类因素和煤与瓦斯突出的关系用“与”、“或”关系建立起分层的事故树。如图T为事故树的顶上事件；Ai (i=1，2，3，4，n)为中间事件；Xi(i=1，2，3，4，n)为相应的不同中间事件的和可能引起瓦斯突出事故的基本事件23。煤与瓦斯突出事故树如图2-1所示。图2-1 煤与瓦斯突出事故树2.3.2 最小割集、最小径集计算 列出杨柳矿突出事故树结构函数表达式(2-1)，并利用布尔代数法化简事故树，求最小割集： (2-1) = (X1+X2+X3)(X4+A4+A5+A6)(X5+X6) = (X1+X2+X3)(X4+X7+X8+A7+A8+X9+X10)(X5+X6) = (X1+X2+X3)(X4+X7+X8+X9+X10+X11+X12+X13+X14)(X5+X6) 最终得出杨柳矿瓦斯突出的最小割集为以下54组： X1，X4，X5 ； X1，X4，X6 ； X1，X7，X5 ； X1，X7，X6 ； ； X3，X14，X5 ； X3，X14，X6 。 最小割集的数量较多，每一组最小割集都代表可能发生煤与瓦斯突出的一种途径，表明杨柳矿发生煤与瓦斯突出事故的路径有54种，危险性非常大。将杨柳矿煤与瓦斯突出事故树变为“成功树”，求解成功树的最小割集，就可以得到事故树的最小径集。突出成功树结构函数表达式(2-2)为： (2-2) = (X1X2X3)+(X4A4A5A6)+(X5X6) = X1X2X3+X4X7X8A7A8X9X10+X5X6 =X1X2X3+X4X7X8X9X10X11X12X13X14+X5X6 因此，成功树中存在最小割集3组，即原事故树中有3个最小径集： P1 = X1，X2，X3； P2=X4，X7，X8，X9，X10，X11，X12，X13，X14； P3 =X5，X6 根据求得的最小径集表明，有3种使事故不发生的可能途径，若使任何一个最小径集中的全部事件不发生，就不会发生煤与瓦斯突出事故。其中事件最少的是P3，一般来讲，事件越少就越容易实现。2.3.3 结构重要度分析从事故树结构上分析基本事件的结构重要度，最常用的就是根据最小割集或最小径集排出基本事件的重要顺序，主要依据的原则有：(1) 仅在一个最小割集或最小径集中出现的所有的基本事件的结构重要度系数相等； (2) 2个基本事件出现在基本事件不相等的最小割集或最小径集中，若它们在各最小割集或最小径集中重复出现的次数相等，则事件少的最小割集或最小径集中出现的基本事件结构重要度系数大。根据以上原则，可以得到基本事件的结构重要度系数的顺序为：I(5)=I(6)I(1)=I(2)=I(3)I(4)=I(7)=I(8)=I(9)=I(10)=I(11)=I(12)=I(13)=I(14)。2.3.4 事故树分析结论从最小割集来看，导致顶上事件发生的途径众多，要想不发生事故，就必须对每一个最小割集进行控制，然而在实际生产过程中，由于最小割集的数量庞大，涉及的基本事件较多，完全控制其发生则工作量庞大，经济消耗大效果不明显。但从最小径集来分析，整个事故树就简单许多，只要一个最小径集不发生则顶上事件就不发生，因此只要确保最小径集P1就可防止事故发生，这使得工作量大大降低，且效果明显。从基本事件的结构重要度来分析，首先，瓦斯含量、瓦斯压力的结构重要度最大，采取瓦斯抽采、开采保护层、瓦斯消融、加强通风等技术降低瓦斯含量和瓦斯压力消除突出危险性是最有效在技术上最容易实现的方式。其次，瓦斯放散速度、煤体孔隙率、煤层透气性这些煤体特征的改变不容易实现，而围岩透气性透气性、断层、褶曲、火成岩侵入这些因素不以人的意志为转移，在生产过程中是无法避免，降低压力或加强支护可减少这些因素的影响。实践证明，合理部署开采尽量避免不可控因素也是有效的防治措施。另外增强安全技术人员及广大职工的安全素养，加强管理，树立良好的安全生产意识，重视防突仪器的检修维护，保证施工规范性可以最大限度地降低事故的发生。最后，在开采之前，要加大地质工作的勘探及瓦斯预测，确保后续工作的顺利进行。3 瓦斯压力及含量测定3.1 煤层瓦斯压力统计3.1.1 煤层瓦斯压力测定原理及工艺 (1) 原理及设备采用直接测定法进行瓦斯压力测定，其原理为：瓦斯在煤层中具有渗透作用，可向煤层中打钻并安设仪器密封钻孔，在瓦斯压力达到平衡时，即可测得较为准确的煤层瓦斯压力。在进风行人系统人少且便于安设护栏的地方的同一地点按照一定的倾角打两个测压钻孔。钻孔要尽量避免地质构造、卸压圈和采动影响范围。设备及材料：钻机选择ZYG-150、注浆泵ZBL50/4-7.5、膨胀水泥、管钳、手钳、扳手、搅拌桶、高压胶管、压力表、湿式流量计、煤气表、测压管、注浆管、筛孔管、注浆球阀、测压闸阀、管接头、压力表接头、流量接头等。 (2) 钻孔及封孔工艺钻孔的位置要选择岩石或者煤壁较为完整的地方，可使钻孔上覆岩体应力与地应力处于平衡状态，保持钻孔不会塌陷。穿层钻孔需穿透煤层。在离待测煤层一段距离处打穿透煤层的钻孔，每处左右两个。钻孔倾角在不同地点做出相应调整以达到做好钻孔效果，孔径为60 mm。施工过程中要记录钻孔的各种数据，如：钻孔倾角、长度、位置、开孔时间、见煤长度等。本次测压采用固体材料封孔测压法。固体材料封孔测压法按封孔材料又分为：粘土、注浆封孔测压。粘土封孔法不需等待固化时间且实施较简单，但是封孔管不能回收，且耗费工时，工作量大。注浆封孔测压的优点在于可以封堵钻孔周围岩石裂隙，再配合较长的封孔长度，测压效果比较好24。施工完毕后需即刻对钻孔进行清洗使钻孔保持畅通，并在24小时内封孔。在软岩中钻孔需增加封孔长度，封孔深度在1235 m。筛孔管插入测压孔并逐节接入测压管。用生胶带缠绕测压管管头保证气密性。然后将膨胀水泥倒入搅拌桶与水混合均匀至浆状。用注浆泵将浆状物注入孔内，泵液从测压管内反出则停止注浆。在孔口处用水泥填堵0.5 m，强化孔口密闭性和强度。3.1.2 瓦斯压力测定结果 在不同测压地点所测10煤压力结果如表3-1所示。表3-1 杨柳矿10煤瓦斯压力测定结果表编号测 压地 点标高(m)孔 号方 位(。)倾 角(。)中 孔 深 度(m)封 孔长 度(m)封 孔材 料实测表压力(MPa)1#东翼胶带(4#联巷后退70m)-566左左23-602420水泥浆1.15右右23-602420水泥浆1.102#东翼轨道大巷3#钻场-566左左30-201612水泥浆1.90右右22-201612水泥浆1.883#东翼回风大巷(边坡点前197m)-550左左22-803022水泥浆1.30右右22-803022水泥浆0.354#东翼回风大巷(2#测压点前126m)-550左左22-803022水泥浆0.30右右22-803022水泥浆0.225#东翼回风大巷(变平点前3#钻场)-570左左90-703630水泥浆1.36右右45-604135水泥浆0.306#104边界巷1#钻场-599左左25-302117水泥浆1.95右右25-302117水泥浆1.887#104边界巷2#钻场-599左左23-202412水泥浆0.65右右23-202412水泥浆0.638#1041机巷边坡点+22m-569左左90-701912水泥浆漏气右右90-701916水泥浆0.649#东翼回大巷2#边坡点+37m-562左左45-902520水泥浆0.82右右90-602621水泥浆1.7510#东翼轨道大巷DG34m+84m-564左左90-602920水泥浆1.05右漏气11#东翼轨道大巷DG34m前1#钻场-564左左60-601714水泥浆0.50右右60-601815水泥浆0.43 由以上测定结果可知：2#测压点(-566 m东翼轨道大巷3#钻场)表压力为1.90 MPa，绝对瓦斯压力为2.00 MPa，为各测点的最大压力，此可作为东翼104采区10煤的煤层绝对瓦斯压力。3.2 工业分析及吸附常数测定 从钻孔或新掘进煤面采集新鲜煤样本，密封后在实验室通过工业分析包括对水分(W)、灰分(A)、挥发分(V)的测定和固定碳瓦斯吸附常数包括a、b等25，其中a为瓦斯极限吸附量，代表给定温度下单位质量固体的极限吸附量；b为与温度和被吸附气体有关的参数。 具体方法如下：在10煤104采区10414机巷、104采区边界巷变坡点下10 m和8煤北翼轨道大巷抽采斜巷前168 m、北翼胶带大巷变坡点下60 m、北翼回风大巷变坡点下47 m、104运输联巷采集新鲜煤样本送至实验室。粉碎后将粒度0.20.25 mm的样本取350g左右装入密封罐中； (1) 在60 真空状态脱气3天； (2) 在30 和0.16.0 MPa压力下进行不同瓦斯压力的吸附测定，根据不同平衡压力下吸附瓦斯量计算吸附常数a、b； (3) 取0.2 mm以下的样本1 g放于100 的干燥箱中至恒重，称重后计算水分；(4) 取0.2 mm以下的样本1 g放在电炉内，在820 左右的温度下灰化，冷却称重，计算灰分；(5) 取0.2 mm以下的样本1 g，置入坩埚中，在900 下隔绝空气加热8分钟，失去重量与原重量比值百分数减去水分的百分数即为挥发分。测定结果如表3-2、3-3所示：表3-2 杨柳煤矿10煤的工业分析及瓦斯吸附参数试验测定结果取 样地 点煤层工业分析真比重(t/m3)假比重(t/m3)孔隙率(%)吸附常数Mad(%)Aad(%)Vaf(%)a(m3/t)b(MPa-1)10414机巷101.898.2725.051.321.29.127.65350.9347104采区边界巷边坡点下10m101.1711.3529.961.381.249.8019.04450.9521表3-3 杨柳煤矿81煤的工业分析及瓦斯吸附参数试验测定结果取 样地 点煤层工业分析真比重(t/m3)假比重(t/m3)孔隙率(%)吸附常数Mad(%)Aad(%)Vaf(%)a(m3/t)b(MPa-1)北翼轨道大巷抽采斜巷前168m811.7015.4819.071.421.2810.224.90231.2139北翼胶带大巷变坡点下60m810.9519.5314.861.501.444.0025.14141.0290北翼回风大巷变坡点下47m821.0720.8318.201.501.3212.0024.13440.9966104运输联巷810.7912.3617.301.411.307.8024.39270.9104 10煤a值分别为27.6535，所测81煤a值25.1414，与淮北矿区a值在20 m3/t左右基本接近，能够反应杨柳矿的81煤、10煤的实际情况。10煤层选用104采区10414机巷煤样工业分析结果，81煤选用北翼胶带大巷变坡点下60 m煤样工业分析结果。3.3 煤层瓦斯含量测定 煤层瓦斯含量是测算瓦斯储量和涌出量的前提，也是预测煤与瓦斯突出危险的重要指标。在测得原始瓦斯压力和瓦斯含量的相关系数后，或者在实验室的条件下测算煤的一些参数，通过瓦斯含量与诸参数的关系计算出煤层瓦斯含量，这是间接测定法。根据10414工作面的煤样物性参数，采用间接法测定煤层瓦斯含量。计算公式如下： (1) 煤的吸附瓦斯含量： (3-1)式中： P 煤层瓦斯压力，MPa； T0，P0 标准状态下的绝对温度()和压力(MPa)； 瓦斯压缩系数； 煤的极限瓦斯吸附量，m3/t； B 吸附常数，MPa-1； t0 实验室测定煤吸附常数时的实验温度，； 煤层温度，； A，W 煤的灰分和水分，%。 (2) 煤的游离瓦斯含量： (3-2)式中： V 单位质量煤的孔隙容积，m3/t； P 煤层瓦斯压力，MPa； T0， P0 标准状态下的绝对温度()和压力(MPa)； T 瓦斯的绝对温度(K