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专题煤矿瓦斯事故预防技术研究 含CAD图纸+文档 城郊 煤矿 1.5 Mta 设计 专题 瓦斯 事故 预防 技术研究 CAD 图纸 文档

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煤矿瓦斯事故预防技术研究摘要矿井瓦斯是生产矿井中严重自然灾害的重要根源之一。井巷及采场瓦斯的超限存在可导致人员窒息、遇火爆炸等矿井重大安全事故。多年以来，为了彻底治理好矿井瓦斯隐患，国内外广大煤炭科技人员已经进行了长期的艰苦努力和技术探索。特别是近20多年来，随着矿井安全技术工作向纵深方向的逐步发展，攻克了一个又一个的瓦斯治理技术难题。目前，就寺河矿井而言，该矿井属于高瓦斯矿井，近年来在防治瓦斯积聚与爆炸方面，也已经由单纯依靠通风吹散瓦斯，发展到应用电气设备防爆、堵绝火源、计算机监控、防止积聚、消除爆源等多项技术措施综合运用与实施的方法上来了。在本文的研究过程中，作者主要从搭建矿井瓦斯管理平台“矿井瓦斯技术管理体系建设与应用”方面入手，深入探讨了生产矿井在瓦斯管理方面的新技术、新成果和新方法;特别从减少瓦斯超限报警次数、拟定隅角及采空区瓦斯抽排放方案、开展矿井通风系统优化改造以及进行矿井瓦斯技术管理体系建设等重要环节着手，对当前矿井瓦斯技术管理的先进理念、以及具有企业自主开发特色与效果的瓦斯管理技术均进行了详细分析和阐述。在此基础上，着重对矿井瓦斯技术管理体系建设及应用的内容进行了详而深入的探索。这对于促进坤升矿井瓦斯技术管理工作逐步向正规化、规范化、制度化与人性化方面的有续过度，必将发挥重要作用。在研究内容与方法上，本文的探讨具有如下技术特点，一是改进了过去对瓦斯管理的研究往往局限于实践经验层面的事实，开展了对企业瓦斯管理中一个相当重要因素，一是矿井瓦斯管理技术体系建设的研究与探索，具有一定程度的创新;二是通过认真的技术研发工作，致力于提供能够应用于矿井生产实际的瓦斯技术管理方法与措施。在对矿井瓦斯管理新技术的研发与探索过程中，作者着重分析了应用加权相对偏离值法对矿井通风系统进行技术改造的方法步骤;探索利用调压技术调整工作面通风系统风压分布的基本方法.:在对隅角瓦斯运移形式、积聚成因以及煤层瓦斯含量等相关技术参数进行分析研究的基础上，采取顶板走向瓦斯抽放及跨层高位抽放等技术，有效的防止了工作面瓦斯超限问题，从而大大减少了隅角瓦斯超限报警次数。这些瓦斯管理技术与方法的研究与应用，为矿井安全生产构建起了全方位、纵深式、较为可靠的矿井瓦斯技术管理体系，成功的实现了矿井瓦斯技术管理模式由“堵”向“疏”、由“后治”向超前“预测预防”方式的转变，对消除瓦斯隐患，建立矿井瓦斯技术防管机制，实现瓦斯综合治理等均发挥了积极有效的作用。因此，本文的研究内容必将具有积极而深远的理论和现实意义。关键词:瓦斯管理技术体系建设调压抽放1绪论1.1引言瓦斯事故是最严重的矿井灾害之一。我国的煤矿瓦斯与煤尘爆炸事故、煤与瓦斯突出事故频繁发生，伤亡人数多，严重影响着煤矿的安全生产。目前，全国共有高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井约9000多处，占生产矿井总数的30%左右。建国50多年来，我国一次伤亡100人以上的特别重大事故共发生71次，仅瓦斯爆炸事故就达49起，占全部特别重大事故的69%。可以说，矿井瓦斯灾害防治工作不论是过去还是将来，一直是煤矿安全工作的重中之重。我国的瓦斯综合治理工作任重而道远。1.2国内外研究现状1.2.1国外研究现状从理论、实践及其结合上，几十年来国外都对矿井瓦斯灾害防治工作进行了广泛而深入的研究与探索，现简单分述如下。1.2.1.1对矿井瓦斯预测工作的研究在对矿井瓦斯预测工作的研究中，美国、澳大利亚、波兰、德国、英国等世界主要产国家围绕地质开采因素、煤岩结构应力及井巷面区瓦斯预测预报等方面开展了大量而深的实验室和现场试验研究工作，取得了令人瞩目的巨大成就。各国所研发的许多矿井瓦预测方法己经在生产实际中得到了广泛使用并取得实际成效。特别是近年来计算机技术应用则显著提高了矿一井瓦斯预测计算的速度和精度，使矿井瓦斯预测工作更加及时和准。1.2.1.2对矿井瓦斯涌出量方面的研究矿井瓦斯涌出量方面的研究内容主要包括:研究煤层瓦斯的形成和迁移规律;测定煤瓦斯含量;预测矿井瓦斯涌出量，等等。(1)煤层瓦斯成分研究。煤层瓦斯通常指甲烷(沼气)，因为甲烷CH4是主要成分，一般占总量的80%以上，但是，即使在室温下，煤层瓦斯也含有其他小分子的碳氢化合物及COZ、NZ、02和HZ等气体物质。(2)煤层瓦斯含量测定。目前各国主要采用的是解吸法测定煤层瓦斯含量。(3)矿井瓦斯涌出量测定。生产矿井中的瓦斯来源主要包括井巷煤岩中的缓慢析出瓦斯、掘进区瓦斯、采煤区瓦斯以及采空区瓦斯。目前进行矿井瓦斯涌出量预测时所采用的方法主要有三类:矿山统计法、煤层瓦斯含量法和瓦斯分源法等。(4)矿井瓦斯等级划分。国外大多数国家都划分矿井瓦斯等级，目的时便于采取相应的矿井安全技术措施。例如，俄罗斯矿井瓦斯等级的划分方法是:按照平均日产1t煤涌出的瓦斯量划分为四个等级:一级瓦斯矿井，5 m3/t以下;二级瓦斯矿井，5-10 m3/t;三级瓦斯矿井，1015 m3/t;超级瓦斯矿井，15 m3/t以上。德国所有的烟煤矿井都划分为瓦斯矿井;工作面绝对瓦斯涌出量大于20 m3/min时，视为特大瓦斯工作面。1.2.1.3有关矿井瓦斯抽放方面的研究在许多国家，矿井瓦斯抽放己经成为降低工作面瓦斯涌出量和防止矿井瓦斯突出的一项主要措施。前苏联一年的瓦斯抽放量为25亿m3;德国的平均抽放率达50%，其年抽放量约为6亿m3。1.2.1.4煤与瓦斯突出防治世界许多产煤国家都有煤矿瓦斯突出事故记载。从各国突出情况来看，多以煤和瓦斯突出为主，个别情况有岩石和CO2突出。突出事故多发生在石门掘进揭煤时或煤巷掘进工作面。各国在对瓦斯突出预测的研究方面，主要围绕地质因素、煤结构应力和瓦斯参数测定等基本工作开展了大量实验室和现场试验研究，并在生产实际中进行了区域性预测和日常预测，取得了实际成效。在有关突出防治技术的研究方面，通常都在有突出危险并且瓦斯含量高的煤层，必须采用抽放方法减少煤层瓦斯含量，并使瓦斯压力值降低到临界值以下;采用安全开采方法或卸压方法，使高应力区的应力重新分布或释放，也可有效地防止突出。回采工作面瓦斯防突措施则有区域性和局部性措施两种。前苏联、波兰、德国、英国等国家广泛采用的区域性措施主要有:瓦斯抽放、开采保护层、煤层大面积注水等;局部性措施主要有:松动爆破、超前钻孔、水力冲孔、卸压槽等。一般认为，区域性措施的防突效果较好。这些防突防灾技术的广泛应用和推广，使矿井安全保障水平有了新的提高。1.2.1.5采面上隅角瓦斯积聚治理方一面的研究治理生产采面上隅角位置处的瓦斯积聚，国外多采用压风引射器引排法、小型液压风机吹散法、钻孔及埋管抽放法等。20世纪80年代，国外多采用通过改变回采工作面通风系统，如采用Z型、Y型、H型等通风系统来维持安全生产，但是带来了开采成本增加、自然发火频率增多的不利影响。进入20世纪90年代后，世界先进的产煤国家呈现了“一矿一井一面”的集约化生产趋势，矿井通风系统也比较简单，生产成本大幅度下降。尽管各国瓦斯的平均抽放率水平己较高，但回采工作面上隅角的瓦斯积聚和超限问题仍然十分突出。随后，以无火花风机为核心的直接引排技术，以其独特的优势，愈来愈受到各国的青睐。波兰开发了具有阻燃、抗静电性能的工程塑料叶轮电动抽出式风机和铜铸叶轮气动抽出式风机;英国开发了软钢叶片、镶铂铜合金环、分岔流道电动抽出式风机;南非开发了液压马达风机，风量250 m3/min;德国和前苏联还开发了承压8Pka以上的大直径无缝柔性风筒，以适应工作面走向长、送风距离长的要求。1.2.1.6矿井瓦斯煤尘爆炸防治工作德国、美国加强了对移动式隔爆棚的研究。德国己于1989年补充修订了原固定式安装隔爆水棚的技术规范，允许在煤矿中使用固定式和移动式两种隔爆水棚;美国在莱克林恩实验矿井进行了移动式隔爆棚的隔爆性能实验，试验结果证明，它能够有效的隔绝瓦斯煤尘爆炸冲击波的传播。除传统的被动式岩粉棚、水槽棚和水袋棚外，各主要产煤国于70年代末研制了自动抑爆技术，利用抑爆装置实时快速喷射抑爆剂来抑制传播迅猛的爆炸灾害。英国研制了以压缩空气推动活塞喷水的MK II型抑爆装置，在1805内可将水扩散到巷道空间:原西德于1984年研制了利用储压(粉气混装)原理的BVS型抑爆装置，形成粉雾时间小于100ms;比利时研制的爆破撒播水雾喷洒器的水雾形成时间小于15Oms;美国于1985年研制了以爆抛撒为原理的Cardox型抑爆装置，形成粉雾时间为180-490ms;前苏联于20世纪90代研制了实时产气式B n y型抑爆装置，形成粉雾时间l00ms。1.2.1.7瓦斯监测系统最近20年来，各国煤矿瓦斯监测系统发展很快，为有效避免瓦斯事故发挥了重要作用。这其中比较知名的有:英国MNIOS监测系统;德国TF-200瓦斯监测系统;波兰CMM-20 m瓦斯监测系统;美国SCADA监测系统，等等。另外，国外在不断完善突出跟踪预测的基础上，还开展了研究瓦斯突出的动态预测技和突出危险区域预测技术。俄罗斯已经建立了区域预测预报专家系统;德国应用V3。等瓦斯涌出动态参数连续预报突出，已经有了较为成熟的经验，并纳入了规程。俄罗斯、波兰、德国等主要产煤国还将声发射技术应用于工作面突出预测，目前已经达到了实用化、自动化的程度。他们利用声发射监测系统对采掘工艺进行随机控制，实现了工作面作业的自我保护。波兰、法国已对煤层突出危险进行了技术分级，实现了科学化管理。1.2.2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，富含瓦斯的煤层多，瓦斯储量大，煤与瓦斯突出严重。我国目前所拥有的高瓦斯矿井和突出矿井占全国矿井总数的44%。我国大多数的高瓦斯矿井和突出矿井分布在东北、华北的西部与南部、中部以及西南地区;除安徽两淮等少数几个矿区外，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，多数高瓦斯矿井和突出矿井大致沿东北一西南线状分布;我国东北、西南、中南地区高瓦斯矿井和突出矿井尤其众多，而且突出后果严重。早在20世纪50年代初期至60年代中期，随着我国煤炭工业的发展，煤矿瓦斯问题逐渐严重。对此，我国煤矿一方面开展矿井通风系统技术改造，改善生产矿井的通风条件和加强瓦斯管理;另一方面开始在瓦斯防治技术上全面进行试验研究，在瓦斯含量和瓦斯涌出量预测、瓦斯抽放以及防治煤与瓦斯突出等多个方面同时进行了实验室和现场研究工作。60年代中期至70年代末，我国在瓦斯预测、瓦斯抽放和防治突出等三方面进行了大量的基础理论和实用技术措施的研究，均取得了较大进展。例如，在瓦斯预测方面，针对地面钻孔密闭式和集气式岩芯取样器的采芯率低、瓦斯损失量大、预测结果偏低的问题，研究了解析法直接测定煤层瓦斯含量的方法，开拓了直接测定瓦斯含量的新领域。与此同时，在瓦斯涌出量预测研究方面也有所发展，除了广泛采用矿山统计法外，还开始采用一般计算法来预测矿井瓦斯涌出量。但由于缺乏必要的试验研究，这一时期的计算式中采用的参数值多为国内外经验数据，瓦斯涌出量预测采用计算法还处于开始阶段。在瓦斯抽放方面，除了继续对邻近层抽放技术和开采层高透气性煤层抽放技术进行研究外，重点转入低透气性煤层抽放技术的研究。在这个时期，瓦斯抽放研究的方向是煤层注水、水力割缝、水力压裂等强化型瓦斯抽放技术。在煤与瓦斯突出防治措施方面，在全国广泛推广了开采保护层结合瓦斯抽放，使保护层开采技术更加完善。在突出预测方面，加强了区域突出危险性预测和工作面日常突出危性预测单项指标隅综合指标的研究工作，并始研究声发射(AE)技术预测煤层瓦斯突出的危险性，同时建立了对煤样进行AE信号测试的AE实验室。这个阶段所进行的AE研究成为了以后非接触式突出预测技术攻关的基础工作。20世纪80年代初至90年代中期，我国广泛进行了“六五”、“七五”、“八五”瓦斯防治国家重点科技攻关，科技攻关的主题是发展瓦斯预测、瓦斯抽放、防止瓦斯爆炸以及防治突出技术，控制重大恶性事故，改善煤矿安全生产状况;同时研究与开发了许多类别的矿井瓦斯防治设备，并加强了新技术的推广、普及与应用工作，从而使矿井瓦斯防治工作迈上了一个新的台阶，也使矿井的抗灾能力得到了很大程度的提高。这个时期取得的大量成果主要表现在如下方面:(1)在高瓦斯矿井和突出严重矿井普遍加强与改善了矿井通风技术与管理:即根据矿井生产发展和安全需要，逐步进行了通风系统改造，更新扩大了通风设备，建立了比较有效的通风工作制度;在国内180多个矿井中安装了矿井环境监测系统:在绝大多数掘进工作面安装了掘进通风j系列化装备，从而提高了矿井的整体防灾和抗灾能力。为从根本上消除瓦斯根源，广泛开展了本层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放、低透气性煤层强化瓦斯抽放等技术装备和工艺，以及包括瓦斯泵、钻机钻具、抽放系统配套装置和抽瓦斯监测系统等装备;“九五”、“十五”时期在突出危险预测方面，试验研究了突出危险区域无线电波透视技术:利用无线电电波在不同煤岩介质中吸收系数的变化探测预测区域范围内的构造异常带、煤层厚度变化带、煤层强度变化带、瓦斯富集带等，然后利用专家系统等专用软件综合分析判断煤岩区域的突出危险性。另外这个时期研制的KJ系列煤矿安全监测系统已经具备了能够实现环境监测与突出危险性实时监测的功能，在一定程度上实现了突出预测的自动化。与此同时，在研究和改进瓦斯抽放技术方面，特别是本煤层瓦斯抽放技术和采空区瓦斯抽放技术等方面，均取得了重大进展，产生了良好的经济效益和社会效益。(2)在瓦斯含量和瓦斯涌出量预测方面，目前已经较为完善地建立了地勘瓦斯含量测定方法及装置、解吸法测定煤层瓦斯含量方法及装置、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，使预测精度达到了80%以上，为矿井通风设计、瓦斯管理提供了必要的技术依据。(3)为了防治瓦斯积聚与瓦斯爆炸，近十几年中特别研制了一系列的防止瓦斯爆炸的技术装备，如风电瓦斯闭锁装置、小型排瓦斯风机、水力与风力引射器、瓦斯安全排放装置以及阻爆隔爆监控系统等，并因此提高了生产矿井采掘工作面的抗灾能力。1.3目前存在问题、本文主要研究内容综上所述，综观国内外矿井瓦斯防治技术的研究现状，我们认为，前人的研究领域已经十分的深入和广泛，并己取得了许多重要研究成果，为矿井的安全生产做出了重大贡献。本文作者试图在广泛学习、借鉴的基础上，结合坤升矿井的生产实际，就矿井生产中的瓦斯技术管理体系建设及其应用等方面进行一些有益的分析、探索和研究。1.3.1矿井瓦斯研究中目前存在的主要问题理论与实践都己经证明，生产矿井中的瓦斯隐患和瓦斯事故，几乎无一例外的都与生产矿井中的瓦斯管理工作疏忽或失误有关，生产矿井中瓦斯隐患与瓦斯事故的出现，其根本原因在于生产矿井瓦斯管理工作中出现了这样或那样的技术漏洞而没有及时整改所造成的。因此，从某种意义上讲，搞好了生产矿一井中的瓦斯管理工作，就能够有效的防止和杜绝矿井瓦斯隐患与瓦斯事故的发生。毋庸讳言，尽管国内外在矿井瓦斯研究工作中已经取得了许多重大成就，但就当前的实际状况来看，国内外在对矿井瓦斯治理研究中的整体水平与其它行业(如石化_坦业)的技术水平相比还相对落后，尤其在对煤层瓦斯迁移及涌出规律的研究上，理论与实践的结合还有差距;煤岩瓦斯突出的成因和规律还不完全清楚;矿井瓦斯预测预报的精度也还有待进一步提高;在先进的矿井瓦斯管理理念及人的不安全行为控制等方面，有关的理论和技术研究比较少，还相对滞后。在生产矿井中，回采工作面作为矿井瓦斯的主要释放区和涌出区，虽然近年来BP神经网络模型、计算机数值模拟等新技术的采用，为工作面瓦斯防治工作提供了新的手段，但象瓦斯在采面隅角分布规律等如此复杂的空间时变问题以及采空区瓦斯危害问题等却依旧比较突出，仍然需要进行不懈的探索和研究。尽管矿井瓦斯综合治理水平不断实现新的跨越，但对于瓦斯分布规律的研究，由于受诸多因素的影响和制约，却至今难以进行精确、准确的定量考察，特别在对采面隅角积聚瓦斯的研究上，则仍具有很大的随意性和统计特征，仍需要进行深入持久的理论分析和实践探索。我国现有各类煤矿29000多个，其中开采薄煤层，使用炮采工艺的矿井占75%以上。由于这些矿井无论经济实力、技术水平、生产工艺、管理方式、资金投入、人才队伍都无法与先进现代化矿井相比，因此其在矿井瓦斯综合防治技术的研究方面，无论技术手段还是研究方法等整体水平确实还相对落后，取得的成果也是阶段性的。本文拟结合坤升公司薄煤层炮采工艺的开采实际，就矿井瓦斯防治技术与矿井瓦斯技术管理体系建设等内容进行详细而深入的分析和研究。1.3.2本文主要研究内容本文立足晋煤集团的寺河高瓦斯矿井、综采面瓦斯综合防治的实际工作入手，拟对如下技术与管理问题展开研究工作:(1)煤层瓦斯基础参数测试研究工作。通过对煤层瓦斯涌出量最大的3#层煤瓦斯基础参数的测试，重点测算和掌握煤层瓦斯压力、煤层透气性、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯吸附常数、钻孔流量衰减系数等技术参数和资料，为矿井瓦斯技术管理治理工作创造条件;(2)采面隅角瓦斯分布特点、规律及预防技术研究。重点研究采面上隅角等位置处的瓦斯迁移及积聚规律;并对瓦斯局部积聚成因进行分析和研究;(3)矿井瓦斯综合防治技术措施研究。内容包括:利用矿井危险源辨识技术寻找矿井通风系统危险源，计算矿井通风系统优化评判指标，利用加权相对偏离值法进行矿井通风系统技术改造;采用调压技术改变生产工作面通风系统压能分布;重点对影响采面隅角瓦斯危害的U+L和J型回采工作面通风系统模式进行阐述、分析和论证;研究对超限地点或相邻采空区瓦斯抽排抽放的技术与方法，降低其对回采面上隅角瓦斯涌出量的直接影响;对矿井采面瓦斯超限报警现象，追根溯源，努力探求导致矿井瓦斯超限报警次数多的根本原因，探索减低瓦斯超限报警次数的技术措施和途径，为制定科学、有效的预防机制提供理论依据和方法;(4)在综合论证分析的基础上，建立适合坤升公司实际的矿井瓦斯技术管理综合治理体系，以便为矿井安全生产提供实时帮助。总之，在本文的研究中主要包括两类内容:一是围绕在生产中如何建立有效的矿井瓦斯综合预防技术工作来展开讨论和论述;二是研究探索矿井瓦斯管理制度建设与矿井瓦斯技术管理体系建设的相关问题，并力争利用计算机予以实现。2矿井概况及矿井瓦斯基础参数测定2.1矿井概况寺河井田位于晋城新区东南部，跨晋城市和阳城、沁水两县。矿井工业场地位于沁水县嘉峰车站附近，距晋城市70km，距沁水县53km。晋城生产区和新区已经建成投产的成庄矿井煤炭由太焦铁路外运，新区其他矿井煤炭将由侯（马）月（山）铁路外运，侯月线由南同蒲线侯马站经沁水、端氏、嘉峰、阳城顺沁河南下至河南省沁阳县，与焦枝铁路月山站接轨。太焦、侯月线均可经新焦线至新乡，与京广和京九线、新兖及兖石线相接。矿区煤炭主要流向是南、东方向。井田位于太行山南段西侧，沁水向斜之东南翼。井田地形复杂，地势陡缓不一、沟谷发育、切割剧烈，平地甚少，仅沁河、长河西岸有较狭窄的阶地。总观地貌形态为西北高、东南低的低山丘陵区，地表标高介于6001130m之间。沁河及其支流长河流经井田西部和东部。西部与南部多以构造剥蚀的丘陵低山地形为主，沁河河谷两侧为侵蚀堆积地形，构成河漫滩以上的三级阶地。矿井井田内的煤系地层为石炭二叠系，由于受岩浆岩的侵入影响，煤的变质程度比较高，大部分为无烟煤，在成煤过程和煤的炭化过程中均产生了大量瓦斯，后又经历了长时间的地壳运动，造成目前的矿井瓦斯赋存状况比较复杂。在矿井的生产过程中，我们发现，随着矿井开采深度的增加，瓦斯赋存量有明显增大的趋势，特别在地质构造带上，瓦斯赋存存在严重的异常现象。到目前为止，历史上均发生过多次的瓦斯涌出异常现象，并数次发生瓦斯局部喷出现象;掘进工作瓦斯绝对涌出量最高达5.8 m3/min，采煤工作面瓦斯绝对涌出量最高达11 m3/min以上。严重时回采工作面回风隅角瓦斯积聚浓度有时可达12%以上;回风流中的瓦斯浓度多次出现超限报警情况。2.2矿井煤层瓦斯基础参数测定与分析.为了了解寺河矿井煤层瓦斯赋存情况，我于2010年3月-4月在该矿实习，并了解到近几年该矿的瓦斯测定资料。矿井煤层瓦斯的这些基础参数包括煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯吸，附常数、钻孔流量衰减系数以及瓦斯涌出量等，并对测定资料进行了深入细致的分析和研究，以便为制定矿井瓦斯治理措施和途径积累技术数据和资料。2.2.1矿井煤层瓦斯压力测定工作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。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素，当煤的吸附瓦斯能力相同时，煤层瓦斯压力越高，煤中所含瓦斯量也就越大。煤层瓦斯压力的大小取决于煤生成后煤层瓦斯的排放条件。测定煤层瓦斯压力时，通常是从围岩巷道(石门或围岩钻场)向煤层打孔径为50-75mm的钻孔，孔中放测压管，将钻孔密封后，用压力表直接进行测定。为了测定煤层的原始瓦斯压力，测压地点的煤层应为未受采动影响的原始煤体。2.2.2煤层瓦斯含量的测定与计算煤层瓦斯含量是指单位质量或体积煤层中所含有的瓦斯量体积，以m3/ m3或m3/t表示，是矿井瓦斯防治工作必须测定的主要参数之一，也是矿井瓦斯涌出量和煤与瓦斯突出预测工作的重要依据参数之一。影响煤层瓦斯含量的主要因素包括煤层埋藏深度、煤层与煤岩的透气性、煤层倾角、地质构造、煤的吸附特性、煤层的地质年代以及水文地质条件等。煤层瓦斯含量的测定方法分为直接测定法和间接测定法两类。在我矿煤层瓦斯含量测定工作中，我们采用的是间接测定法。煤层瓦斯含量间接测定法的操作方法为:首先在实验室中进行煤样的瓦斯吸附试验和真假比重的测定，然后绘制瓦斯吸附等温线，计算煤的孔隙体积，再按照朗格缪尔方程式并引入煤的水份、温度影响修正系数，以及代入实测的煤层瓦斯压力，最后计算出煤的瓦斯含量。3矿井采面隅角及采空区瓦斯抽放技术3.1采面隅角瓦斯运移及积聚规律研究3.1.1矿井生产区域瓦斯运移规律研究寺河矿井的采面回采现己进入瓦斯含量较大的深部煤层区域，这些深部采面中的瓦斯涌出量已显现大幅增加趋势，并在某些通风不良的地点容易造成瓦斯积聚现象，如煤巷顶板冒空区、支架背板上部位置附近等地点就常出现瓦斯局部积聚现象:特别是对于采用“U型通风方式的工作面上隅角位置，则极易形成瓦斯局部积聚区。为便于在煤层开采过程中采取切实有效的瓦斯治理措施，我们首先从分析矿井生产区域的瓦斯运移规律入手进行系统分析和研究。3.1.1.1正常通风风流中瓦斯运移的基本形式来自煤(岩)层、采空区或其它地点的瓦斯涌入井巷风流后，首先达到巷道壁附近，并开始与空气混合，在瓦斯与空气混合运动的过程中也不断产生扩散运移。这些由煤岩体、采空区等地点涌入矿井巷道风流中的瓦斯，都属于瓦斯一空气的混合气体。瓦斯的运移过程是指瓦斯在矿井井巷风流中的运动扩散过程。在井巷正常通风的条件下，瓦斯在井巷空气中的运移扩散运动主要有如下几种形式，如图3.1所示。(1)井巷风流中瓦斯的分子扩散来自煤(岩)层或其他地点的瓦斯涌入井巷后，在井巷空气处于静止的条件下，瓦斯分子在作无规则的扩散运动，当井巷风流中瓦斯浓度的分布不均匀时，即存在瓦斯浓度梯度时，瓦斯分子不规则扩散运动的宏观表现则为从高浓度区向低浓度区扩散运移。这种井巷风流中瓦斯浓度的分子扩一散一般认为服从费克(Fikc)扩散定律。(2)井巷风流中瓦斯对流运移当井巷风流层流流动时，流动风流中的空气微团对分布在其中的瓦斯微团会产生作用力，也就是摩擦推动力;在这种力的作用下，瓦斯微团随风流一起运动，这就是瓦斯的对流运移运动。瓦斯对流运移的主要特征是瓦斯运移方向与空气流动方向一致，而且瓦斯与空气流动速度相等。因此瓦斯流动的方向与瓦斯浓度的变化无关。当井巷风流处于紊流状态时，风流对瓦斯的对流运移过程则以时均速度的方式向前“随流”来实现。(3)井巷风流中空气无规则紊流脉动引起的瓦斯扩散紊流流动是井巷风流的一种十分普遍的流动现象。大量试验结果表明，一般紊流是随机、非稳定的有旋运动，其紊流流动结构则由各种尺寸的涡团组成;而一般紊流的无规则脉动则为相对于时均值的随机运动，类似分子运动那样。一般井巷紊流空气涡团的随机脉动将引起附加的瓦斯质量传递。对于分子扩散，当各个方向的浓度差相同时，其各方向的分子扩散速率相等;而对一般无规则的井巷紊流来说，在同一断面上即使在瓦斯浓度差相同的情况下，由于断面中各点风流速度不同，因此各点无规则紊流扩散的速率也不相同。研究结果表明一般的无规则紊流脉动扩散速率比分子扩散速率大100-1000倍。(4)瓦斯弥散在一维巷道中，瓦斯在巷道断面上，由于断面上的风流速度分布不均匀所引起的瓦斯扩散，如图3.2所示，其中心段风速大，空气流动快，边界流速慢，从而使t0时刻的空气段瓦斯微团到t1时刻就发生也由于速度梯度差所造成的扩散。(5)瓦斯的驱替运移当井巷某一区域有瓦斯涌出时，涌出瓦斯对充满该区域的含瓦斯的矿井大气进行排挤，这就是瓦斯的驱替运移，其原因是由瓦斯微团本身具有速度而引起的。当瓦斯涌出量较大时，瓦斯驱替运移的影响不可忽略。3.1.1.2井巷瓦斯运移过程分析在正常通风条件下，井巷中的风流基本稳定，这时空气在井巷中的流动可以看成是粗糙壁面管内粘性不可压缩定常紊流。根据流体力学的理论和试验研究，巷道断面内风流速度分布曲线如图3.3所示。靠近井巷壁底层区域1的速度为0，空气不流动，瓦斯在这一区域一般只能以分子扩散形式运移;当井巷风流中存在瓦斯涌出源时，则会发生瓦斯驱替运移，并以瓦斯驱替运移为主;近壁流层区2速度极小，瓦斯在此区域既有分子扩散，又有对流扩散:过渡流动区3速度仍相对较小，在这个区域分子扩散仍不可忽略。此外，在这个区域还有对流扩散和无规则的紊流脉动扩散;在主流区4，时均风速和无规则的紊流脉动扩散都有相对的较大值，该区域瓦斯对流运移和紊流脉动扩散运移占绝对优势，而分子的扩散作用可忽略，沿速度方向有对流作用，垂直速度方向有紊流脉动扩散作用。因此，从暴露的煤体或围岩中释放出来的瓦斯，首先是以分子扩散方式JMI和驱替运移方式JPI在近壁底层扩散，如图3.4所示。然后在近壁底层流区以分子扩散JMZ和对流扩散JKZ的方式进行扩散;进入过渡流动区的瓦斯又以分子扩散JM3对流扩散JK3和紊流脉动扩散方式JF3运移扩散;最后进入主流区，分子扩散可以忽略，在对流扩散JK4和紊流脉动扩散FJ4的作用下运移。如果通风状态良好，各个瓦斯扩散运移环节不出现阻碍，瓦斯就能顺利随风排出。如果某地点某环节风流不畅，通风不良，瓦斯则在某地点某个瓦斯扩散运移环节受阻，将出现瓦斯积聚。一般说来，分子的扩散的能力最弱，对流扩散的运移能力最强。因此，当巷道不断涌出瓦斯时，以分子扩散为主的近壁层区域，由于瓦斯来不及与巷道主风流发生混合，瓦斯容易在该区域该运移环节形成积聚，使得该区域瓦斯浓度较高，成为巷道或采空区涌出瓦斯在主风流中进行扩散运移各环节的“瓶颈”。在正常条件下，主流区风流影响不到近壁底层区，增加风流速度只能使近壁底层变薄，而在巷道高冒处或盲巷中，相对于主风流来说，其近壁底层区厚度是足够大，因此在这些部位形成了大量的瓦斯积聚。从理论上讲，解决这个问题的有效途径有两个:1)用充填物充填或隔绝积聚空间;2)采用局部通风措施驱散积聚瓦斯、提高近壁底层区的瓦斯扩散系数或强度。3.1.1.3采面隅角瓦斯运移过程分析在采面上隅角附近，由于主风流方向的改变和边界几何条件的限制，风流呈现涡流形式。结合图3.5的瓦斯浓度变化规律，可对上隅角积聚区瓦斯运移过程作如下描述:靠近采空区边界，涡流的时均速度和脉动速度都等于0，但采空区向上隅角涌出大量的高浓度瓦斯，形成以瓦斯驱替运移为主要运移方式，如图3.5(a)中a-b段;在上隅角靠近煤壁侧，涡流的时均速度和脉动速度也都等于0，若不存在瓦斯涌出源，在“瓦斯风压”作用下出现附壁效应，但附壁厚度不大，其瓦斯运移方式以分子扩散为主，如图3.5(b)中a-b段;在涡流区内，如图3.5(a)、3.5(b)中e-d段;虽然时均速度和脉动风速都有相对的较大值，但由于风流中的涡流运动形式，含瓦斯风流处于不断的旋转之中，难以与主风流进行横向的对流运移而被主风流所带走，不过风流的脉动扩散和对流运移使涡流区的瓦斯趋向均匀。而主风流对上隅角涡流区的驱散，则主要靠涡流区和主流区边界层之间由于较大的速度梯度所引起的横向脉动和对流运移作用，使上隅角含瓦斯风流被不断地稀释带走，如图3.5中e点后。另外通过实测发现上隅角附近顶板侧瓦斯浓度较高而底板侧较低如图所示为上隅角瓦斯积聚区某点从顶板到底板的瓦斯浓度变化规律。从图3.6中可见，由于密度差所引起的瓦斯浮升力与涡流脉动力方向相反，对顶板侧的瓦斯积聚起促进作用，因此增强紊流的脉动力，可破坏顶板侧瓦斯积聚带的存在。正常通风条件下，“U”型回采工作面，在工作面进风巷和回风巷的风流压差作用下，上隅角作为工作面的漏风汇，是采空区瓦斯涌出的必经之道，必然造成上隅角的瓦斯积聚。另外相对空气来说，采空区内含瓦斯空气的密度较小，从而产生“瓦斯风压”的自然上升力，必然使采空区内含高浓度瓦斯的空气向上隅角运移，使上隅角成为采空区高浓度瓦斯集中涌出的地点。这也是上隅角成为工作面采空区瓦斯涌出和局部积聚超限的重要原因之一。另外通过理论分析和试验研究，上隅角的风流运动状况也是瓦斯积聚的一个主要原因。据分析，在上隅角靠近煤壁和采空区侧，风流速度很低，局部处于涡流状态，如图3.7所示。涡流运动使采空区涌出的大量高浓度瓦斯难以进入到主风流中，从而引起高浓度瓦斯流在上隅角附近循环运动，形成上隅角局部瓦斯积聚。统计表明，当回采工作面绝对瓦斯涌出量大于2-3 m3/min时，则可能发生上隅角瓦斯超限积聚。3.2采面隅角瓦斯抽排抽放技术瓦斯抽排、抽放技术是治理瓦斯的最有效的技术之一，对释放回采工作面隅角高浓度的瓦斯，具有十分显著的效果。3.2.1安装抽排瓦斯风机对回风隅角瓦斯进行直接抽排在采煤工作面回风隅角以外150m左右的回风巷道内安设2台FSWZ-11B型矿用塑料外电机抽出式轴流局部通风机简称抽排瓦斯风机(吸风量4.16-2.51 m3/s、静压162-2273Pa，电动机额定功率11KW);设置2路专用电缆，达到“双风机、双电源、自动换机、自动分风”的标准，保证抽排瓦斯风机连续运转。在风机至抽放瓦斯点的负压侧使用直径500mm的伸缩风筒或硬质风筒，风机向外送风的正压侧使用软质风筒接至采区回风巷，使用的风筒和吊挂风筒材料必须是阻燃、抗静电，具有煤安标志产品。在出风口风筒内安设瓦斯传感器，报警断电点瓦斯浓度为2.5%，工作面回风流瓦斯传感器的断电执行器与风机电源并联闭锁，当瓦斯超限时能立即切断工作面及回风流的全部非本质安全型设备的电源(包括抽排瓦斯风机的供电电源)。同时设置专职瓦斯检查员，随时对抽排瓦斯风筒的入风口、风机处、出风口、工作面回风流及采区回风巷的瓦斯进行检查，并对风机、风筒、传感器进行巡回检查，发现问题立即汇报处理。对出风口设置防护栅栏，预防其他人员靠近误操作出现事故。矿井在瓦斯绝对涌出量超过10 m3/min，隅角瓦斯超过4%的9708工作面应用后，上隅角瓦斯浓度降到了0.87%，隅角瓦斯超限得到根本的遏制，见图3 .8所示。对于瓦斯涌出量大统、双路风筒进行抽排，一套瓦斯抽排系统不能解决的地点采用设置双套瓦斯抽排系加大抽排量，效果非常明显。3.2.2利用移动式瓦斯抽放泵站抽排回风隅角瓦斯从基础参数测试结果表明，直接抽放煤层中的瓦斯难度较大，故在实践中应用煤科院抚顺分院生产的ZWY30/55型煤矿移动式瓦斯抽放泵站(电机功率为55KW，配用CBW1253-1/2BV4型水环真空泵，转速660r/min，抽气量24.6-31 m3/min，供水量5.51.7 m3/h，排出表压为1014-1113 百Pa)进行回风隅角瓦斯的直接抽放。在抽放泵站处各设瓦斯传感器一个，检测风流中的瓦斯浓度，如果达到0.5%，自动报警断电;在原运输巷回风道瓦斯排放口，外侧栅栏处设瓦斯传感器一个，检测混合以后的风流瓦斯浓度不得超过0.8%;在每一瓦斯抽放泵站的管道负压侧的主管路安设孔板流量计，随时检测管道内瓦斯浓度、负压流量等参数。瓦斯抽放泵的进水口安设停水断电装置，能够达到停水必须断电的要求。工作面抽放上隅角布置示意图3.9。3.3采空区瓦斯抽排抽放技术3.3.1利用尾巷抽排邻近采空区瓦斯通常在生产工作面邻近采空区内积聚着大量的处于游离状态的瓦斯，若不对其进行及时处理，这些邻近采空区中的瓦斯将大量涌入正在生产的煤层工作面，直接威胁安全产生工作。利用尾巷排放邻近采空区内瓦斯的技术原理是:在有控制措施的前提下，利用巷道全风压风流对生产工作面邻近采空区瓦斯进行排放，从而降低邻近采空区的瓦斯浓度和采空区的压力，减少向生产工作面的渗透和释放量，使正在生产的采煤工作面回风隅角瓦斯浓度减少。尾巷排放瓦斯技术中用于排放瓦斯的风流为负压风流，即利用采空区两端压差产生的动力排放瓦斯。这与抽排风机抽排瓦斯相比，能够节约大量人力、物力和电力，简便可行;同时通过控制风流的大小，可以控制瓦斯的排放浓度，但操作起来会比直接使用瓦斯抽排风机时困难些。相邻已采区瓦斯尾排基本方法，见图3.10所示。3.3.2利用钻孔排放采空区瓦斯技术在矿井巷道掘进过程中，可能需要与位于采空区内的盲巷贯通。这些盲巷中的瓦斯含量往往很高，但因巷道位于采空区，无法进行常规的排放瓦斯工作。我矿通过巧妙利用钻孔排放其中的瓦斯，就是在实践中摸索出来的一项新技术。在钻孔排放技术的应用过程中，在相应采空区的两端必须有足够的压差，以便能够构成进回风独立的通风系统。在用钻机打钻时，必须保证打钻用水，严防产生火花，无水或水小时须查明原因。打钻期间，必须制定安全技术措施，例如必须制定防止风流逆转、瓦斯回流危害的相关技术措施。贯通前5m，必须对钻孔进行刷大，进一步检查钻孔排放瓦斯的效果。9703上出口在掘进过程中需与9703中间巷贯通，见图3.11所示。因9703中间巷原先保留的为一段盲巷，外段为采空区，无法直接排放盲巷内瓦斯。通过利用钻孔排放瓦斯法，充分利用了采空区的漏风，从9703上出口打钻(还有5m时，需人工刷大)与9703中间巷贯通后，9703上出口的部分风量经钻孔进入9703中间巷，排放瓦斯的回风再进入回风道，顺利完成了排放9703中间巷瓦斯任务。使贯通侧瓦斯浓度降到了0.7%，实现巷道了安全贯通，节约新掘200m巷道的费用。3.3.3顶板走向抽放工作面采空区瓦斯3.3.3.1采空区瓦斯赋存及运移规律采空区的瓦斯来源于上、下邻近层及遗煤析出的瓦斯，其涌出量通常占回风瓦斯量的50%左右。采空区瓦斯分布与漏风流场的状态关系密切。根据采空区流场分布规律，采空区漏风从采面上部流出。由于瓦斯比重只有空气的0.544倍，在低雷诺区的线性层流区瓦斯气体显现上浮特性，特别是深部采空区高浓度的瓦斯向工作面隅角运移时，这种上浮比较明显。在冒落带下部距工作面15m内区域，采空区漏风符合大雷诺数的非线形渗流规律，瓦斯一旦与空气混合，便在空气中均匀分布。在冒落带上部及离煤壁较远的压实区，漏风风速很小，由于体积力的作用，瓦斯气体存在上浮分层现象容易积聚高浓度的瓦斯。在负压“U”型通风条件下，采空区漏风流场范围内积存瓦斯均要通过岩体孔隙涌向工作面。涌入量的大小取决于漏风压力和岩体的渗透率，即岩体的间隙及连通情况。因而治理采空区瓦斯的主要手段是切断涌入瓦斯源和改变漏风分布状况，减少瓦斯向采面的涌入量。3.3.3.2顶板走向钻孔抽放技术顶板走向钻孔抽放技术能够通过抽放切断上临近层瓦斯涌向工作面的通道，同时，对采空区下部赋存的瓦斯起到拉动作用，减少采空区瓦斯向工作面的涌入量，钻孔布置如图3.12所示。其原理是在采空区流场上部增加汇点，使瓦斯通过汇点流出。3.3.4跨层高位抽放技术在矿井首次瓦斯抽放时，采取跨层抽放的方法，方法是直接从5200采区中部横拐联络巷5层煤底板向下垂直打两个直径108mm钻孔，90m透#3层煤的9702工作面采空区，并通过设在5200采区的移动抽放泵站对9702工作面、9706工作面、9704工作面采空区的大量瓦斯进行瓦斯抽放。高位瓦斯抽放合理利用了瓦斯比重小，瓦斯自动向上漂移的特性，使抽放浓度达到了35%以上，日抽放瓦斯量接近14688 m3/min，使与9702采空区相邻的4个采掘工作面的瓦斯涌出量平均减少57%，大大降低了采空区瓦斯沿裂隙向邻近层和本煤层采掘工作面大量扩散带来的危害，见图3.13所示.图3.13 高位跨层瓦斯抽放情况4利用矿井通风系统优化治理矿井瓦斯依据瓦斯在井巷风流中的运移扩散方式，以及采面隅角瓦斯积聚的成因分析，通过矿井通风系统优化、改变回采工作面通风方式等技术措施和手段，进行矿井瓦斯的综合治理与研究。4.1矿井通风系统减阻增风优化技术生产矿井的通风系统通常是随着井下采场的变化而不断变化的。一个矿井的通风系统往往在某一阶段是合理的，而在新的生产阶段则可能又是不科学、不合理的。生产矿井通风系统是否合理有效，也是决定矿井瓦斯防治技术是否合理与有效的前提和基础。经常对生产矿井通风系统进行分析、评价，并依据所确定的优化方案进行及时改造，对于保持矿井正常通风，保证井巷、采面隅角及采空区瓦斯处在规程允许浓度以内则是至关重要的。另外，应用矿井通风系统危险源辨识与控制技术可以及时发现生产矿井通风系统中存在的现实问题。例如，我们可以通过对生产矿井通风系统优化评判指标的选择与计算，确定矿井在某一时期的优化方案;对其进行调整和改造后，则不仅能够解决通风系统问题，而且也可为矿井瓦斯治理工作提供技术帮助。如此经过“优化-改造-再优化-再改造”的周而复始，便可以形成一个闭环链条安全系统，以随时解决矿井生产中出现的各种问题，有效的防止矿井瓦斯的积聚和超限。4.1.1利用危险源辨识与控制技术进行通风优化改造随着我矿开采深度不断加深，矿井通风系统日趋复杂。矿井在深部开采时其煤层瓦斯含量高、地温高，加上原有巷道断面小，通风阻力大，矿井风机老化，致使矿井通风工作日趋困难。为解决目前矿井通风系统存在的困难和问题，我们开展了“利用危险源辨识与控制技术对矿井通风系统进行改造”的技术分析和研究。4.1.1.1矿井通风系统危险性评价方法目前国内外对危险性的评价方法主要有安全检查表、指数法、概率法、常规统计法和综合评价法。安全检查表法简单直观但缺乏准确性:指数法和概率法虽准确性高，但由于煤矿井下环境复杂，涉及人员众多，在目前煤矿的现状下很难使用;综合评价法包含了常规评价和模糊数学评价，能清晰反映出多危险源的危险状态，可较好地处理复杂、模糊、随机系统的安全评价问题。其系统图如图4.1所示。矿井通风系统危险源的分级：一级危险源:虽较难发生事故，但一旦有外界触发因素导致事故(人员违章作业、安全设施失灵等)，可造成重大伤亡或经济损失20万元以上的危险源;虽事故发生后造成的后果不严重，但事故发生可能性非常大的危险源。二级危险源:容易发生事故，一旦外界因素触发导致事故(人员违章作业、安全设施失灵、作业环境变化等)，可能导致死亡或多人重伤或经济损失10万元以上的危险源。三级危险源:较容易发生事故，一旦外界因素触发导致事故(人员违章作业、安全设施失灵、作业环境变化等)，可能导致重伤或经济损失5万元以上危险源。根据危险源辨识和定性分析，应用模糊集值统计理论，对矿井主要风机及辅助装置、矿井通风网络、矿井风量与阻力分布、矿井局部通风、矿井通风构筑物及矿井风流和环境六大类，分别制定出危险源的危险度分级标准，并按标准评价出分类的危险源的危险度。4.1.1.2通风系统危险源控制技术通风系统危险源辨识确立和危险度评价后，按如图4.2所示控制技术体系采用综合手段对所存在的隐患进行排除。4.1.2危险源辨识和控制技术的应用从2001年下半年开始，对矿井通风系统危险源进行了辨识，共查出I级危险源3处，H级危险源11处。这些危险源除个别是管理不善和装备设施不全造成的外，主要是矿井风量不足和通风阻力大。特别是发现矿井南翼各采区，随着生产采场的逐步延深，通风路线不断增加，矿井南翼通风阻力也随之增大，通风阻力最高时达4400Pa以上，矿井南翼通风系统风量与阻力配置不够合理的问题，比较突出，主要通风机始终在高负压下运行，造成通风机的能耗大，效率低，给矿井通风系统的稳定与安全带来威胁，从矿井南翼通风机性能测定曲线见图4.3可知，矿井工矿点也不尽合理。如不彻底解决，将给安全生产带来较大隐患。4.1.3矿井通风系统方案优化的评判指标4.1.3.1矿并通风系统方案拟定针对排查出的危险源及矿井通风系统阻力过大的基本问题，需进行必要的优化和改造。当前，由于南翼区域的煤炭储量有限，其服务年限仅为巧年左右，因此，在对矿井南翼通风系统优化改造的过程中依据技术可行、经济合理、安全可靠的基本原则，经过深入分析和全面论证，我们确定了如下4个优化方案作:1)更换地面主要通风机实现矿井增风方案;2)地面主要通风机不改变，在井底车场附近回风巷内安设辅助通风机;3)地面主要通风机不该变，从10700顶大巷掘进并联回风巷，在井底车场附近安设辅助通风机;4)从回风巷至风井底掘并联巷道，并更换地面主要通风机。4.1.3.2矿井通风系统方案优化的评判与决策方法1)矿井通风系统方案评判指标在进行矿井通风系统优化过程中，其最优方案的选择确定，有好多方法。我们采用的是矿井通风系统方案评判决策优选法。由于表征矿井通风系统方案的特性指标较多，因此，通常都采用“征集专家评分”的方法，来确定矿井通风系统评判指标的分值和权重。我们根据多个指标对矿井通风系统方案影响的重要程度不同，请专家进行分别打分;根据专家打分结果，采用“相对重要性序列矩阵法”求得了多个指标的权值。矿井抗灾能力是一个定性指标，该指标值应由专家根据各方案的实际综合分析确定;同时它又是一个综合性指标，体现了各方案对矿井灾害防治有利影响的重要程度。2)矿井通风系统方案的优选决策方法矿井通风系统方案的优选决策方法很多，如最高积分法、加权相对偏离值最小法、模糊综合评判法、层次分析法、灰色综合评价以及多目标决策法，等等。实际应用表明，对同一矿井在采用以上不同方法所确定的最优通风系统方案是一致的。本文确定选用加权相对偏离值最小法。由矿井通风网络计算结果及按以上述公式综合分析计算后，求得了各方案的指标值，见表4.2所示。4.2利用改变采面通风方式治理瓦斯技术回采工作面多采用U型通风方式:而U型通风方式又极易在采面回风仁隅角造成瓦斯积聚。对此，我们在生产实践中，利用改变工作面通风方式的方法-一例如采用U十L型调压通风方式和J型通风方式，可有效的减少采面隅角瓦斯积聚和超限的实际问题。4.2.1采用U+L调压通风方式治理采面瓦斯4.2.1.1 U+L型尾巷通风模式及特点利用矿井通风系统优化技术治理矿井瓦斯问题U+L回风巷和型尾巷通风系统如图4.4所示，它是由1条或2条进风巷、回采工作面、1条回风巷和1条回风尾巷构成的通风系统。图 4.4 U+L型尾巷通风系统U+L型尾巷通风系统，实质是在U型通风方式的基础上，在靠近回风侧的煤柱中再开掘一条与回风巷平行的巷道。该巷与回风巷之间利用许多联络巷相互连通，同时在联络巷内施工密闭。只有在采面推过后方可打开作为回风系统。因为它靠工作面尾部采空区进行通风，故称它为尾巷。这种通风方式具有如下特点:(1)该系统不仅解决了高瓦斯回采工作面及回风的瓦斯，在很大程度上解决了高瓦斯工作面回风上隅角的瓦斯。因为尾巷中的瓦斯浓度可以达到3%，因此上隅角和采空区的部分瓦斯直接以高浓度形式从尾巷中排出，从而减少了工作面风流和工作面回风风流的瓦斯。(2)采用该系统的关键就是尾巷联络巷之间的间距，一般在50-100m，要根据具体工作面的条件而定，因为工作面的顶板条件差别很大，一方面顶板垮落后，采空区岩石间孔隙大，漏风阻力小时，联络巷的距离可适当加大，相反则应减小。另一方面当工作面向前推进距尾巷联络巷越来越远，采空区顶板不断垮落，使采空区的漏风不断增加，尾巷风量就会越来越小，尾巷中的瓦斯浓度就会越来越大。既要保证工作面回风隅角瓦斯浓度不超限又要保证尾巷的瓦斯浓度不超限，就必须选择好联络巷间距。(3)U+L型尾巷通风系统也存在尾巷难以管理的问题:尾巷的瓦斯浓度很难控制在3%以下;尾巷的风速很难保证在0.5m/s以上;尾巷的支护要尽量采用木棚、锚喷或锚网梁支护。4.2.1.2能够进行采面压能调节的通风系统模式调压通风就是在回采工作面现有U+L型通风系统模式的基础上，在利用辅助通风机给采面通风系统增加一个动力，并通过通风设施(风门和调节风窗)来调节和控制系统压力，达到提高系统压力差增大系统风量的目的。1)U+L型尾巷通风系统调压法U+L型尾巷通风系统如图4.5所示。在进风人行道设置一组风门，风门外安装辅助通风机，风筒穿过风门墙体进入第二道风门墙里即可向采面供风;或者在进风人行道设置一组风门，另开掘一条通风联络巷，风机房安设局部通风机向采面供风。在采面回风巷安设一组调节风门(窗)用来调节回采工作面的风量和风压，从而达到调节尾巷通风系统的风压和风量的目的。图 4.5 U+L型尾巷调压通风系统采面调压通风系统的安全措施主要有:工作面设专职瓦斯检查员:有备用通风机:通风机不得随意停风，必须保证通风机正常运转;工作面风机必须实现“三转两闭锁”;通风机因故停风时，及时启动备用通风机，如不能及时启动通风机要及时打开人行道的风门进行全压通风;经常观测工作面风量和瓦斯变化情况，发现问题及时调节工作面回风中的调节风门(窗)保证工作面、工作面回风上隅角、回风以及尾巷风流中瓦斯浓度均不超限。4.2.1.3采面调压通风系统的技术分析采面调压通风方法的理论依据根据通风阻力定律，通过对U+L型尾巷通风系统的分析可知，这种采面调压通风系统中的尾巷能够形成风流的条件为:H=RQ2式中，h-尾巷系统的两端压差，Pa; R-尾巷系统的风阻，N.S2/m8;Q尾巷风量，m3/min。如果要增大风巷风量Q，可采取如下两条基本途径:一条是降低尾巷系统风阻R;另一条是增大尾巷两端的压力差h。采用第一方法是增加尾巷断面、缩短尾巷联络巷的距离，但是采用此法既不经济又不安全。采用第二方法有:在主要通风机与井下系统配合调节下，可在采面回风巷设置调节风窗，以提高尾巷风流两端压差。这样会影响整个采面的风量，可能适得其反，使工作面和回风瓦斯升高;在该系统中人为的给它局部增压。以系统外的动力增压，可在该系统中安设辅助通风机提供动力进行调压。2)采面调压通风系统的工作原理局部通风机工作相当于一台气泵。而在人行道设风门和回风巷设调节墙，相当于将工作面封闭形成一个高压气包。而尾巷、工作面回风巷和风筒则是气包向外压风的管路。可将回风上隅角瓦斯通过尾巷和风筒排出去。3)调压通风系统的压能分析(1)在U+L通风系统中工作面通风系统压力坡线如图4.6所示。该通风系统在从进风到工作面到回风巷中由于通风断面基本一致，且风量变化也不太大，其压力坡线基本上是一条直线。在尾巷系统中采空区阻力损失大，而尾巷中断面相同，风量同其压力下降平稳。调压通风系统中调压前尾巷的压能关系为:图 4.6 U+L通风系统压力坡线图在U+L尾巷调压通风系统压力坡线如图4.7所示。当采用该系统后，可将工作面进回风和回采工作面的绝对压力提高形成一个局部系统高压区，由于在调压系统内风量和系统风阻基本不变，因此压力损失自然与原系统压力损失趋于一致，基本上是一条平行线。只是把尾巷两端的压差增大。而尾巷中风阻不变，则风量必然增加，而尾巷压力损失幅度大。调压通风系统中调压后尾巷的压能关系为:图 4.7 U+L通风系统调压压力坡线图4.2.2J型通风方式治理采面瓦斯4.2.2.1J型通风模式的基本组成J型通风方式是在U型通风方式基础上发展起来的一种在采空区留有一条专用排瓦斯巷但无需巷道充填带支护、可以调控、一进两回的通风系统，即运输巷进风、回风顺槽和采空区沿空留巷专用排瓦斯尾巷回风。工作面回风巷在进入采空区后继续留用，并采取能适应采空区矿压特点的新型支护结构与材料，以保障可靠的专用回风巷通风断面的要求，沿空专用排瓦斯巷与提前掘出的下一工作面的切眼相通。工作面的风流一部分从回风顺槽排出，另一部分从沿空留巷排出，经瓦斯抽排风机风筒进入采区专用回风巷。在本系统中，沿空留巷中通过的风量越大，工作面排瓦斯能力越强。J型通风系统基本模式见图4.8。图 4.8 J型系统通风示意图4.2.2.2J型通风方式的设计要点1) J型通风方式的设计工作面运输顺槽作进风巷，轨道顺槽作回风巷，在工作面采过之后，专用沿空留巷保持与放水巷相通，在开切眼与放水巷相通处按2台瓦斯抽排风机，各连接一路风筒，将抽出的瓦斯送入采区专用回风巷中，在风机的负压侧安设风量调节装置，用于调节风筒内的瓦斯浓度。2)J型通风方式的巷道支护专用巷道采用小断面留巷支护，见图4.9。图 4.9 小断面留巷支护图3)J型通风方式的瓦斯排放规律J型通风方式中瓦斯排放巷的作用，关键是控制瓦斯浓度不超过(规程规定采用以下措施，控制专用排瓦斯巷内的瓦斯浓度，确保专用排瓦斯巷和风筒内瓦斯浓度在2.5%以下，见图4.10。实现节能和安全生产需要: (1)在工作面上隅角安设瓦斯传感器，监测沿空留巷入风口的瓦斯浓度;(2)改变专用排瓦斯巷的风阻和风压，调节进入专用瓦斯巷的风量，控制瓦斯浓度;(3)改变风筒直径，调节风筒风阻，控制风筒风量;(4)改变两台风机的运行组合，改变供风风压。图 4.11 专用排瓦斯巷瓦斯浓度沿巷道长度变化规律4.2.2.3J型通风方式的应用效果及优点分析通过对J型通风方式的应用和研究，专用排瓦斯巷不仅排放了全部邻近层瓦斯源涌出，而且还排放了40%-50%本煤层所涌出的瓦斯。上隅角最高瓦斯浓度小于1.0%，从根本上消除了工作面和上隅角瓦斯积聚，工作面回风巷风流中瓦斯浓度降低。(1)J型通风方式是一种按工作面瓦斯来源分别治理高瓦斯涌出的新型“一进二回”通风方式，它综合了U型及Z型通风系统的优点，能从根本上改变采空区瓦斯源的流向，切断其进入工作面的途径，从而消除由于采空区瓦斯源进入工作面及其上隅角而产生的瓦斯积聚隐患。(2)J型通风方式的专用排瓦斯巷，巧妙利用老顶关键块和全煤锚网支护垮落共同形成的免压区作掩护，实施沿空小断面留巷，巷道维护容易，支护结构合理、工艺简单、安全性能好。(3)J型通风方式比较适宜于煤层瓦斯含量不大，且不存在煤层自然发火现象的情况下。5矿井瓦斯技术管理体系建设与创新近年来，为消除矿井瓦斯隐患，防治矿井瓦斯事故的发生，我矿曾先后投入了大量人力、物力和财力，使矿井总体技术装备水平有了很大提高，在本文的第三、四两章，也主要针对矿井瓦斯管理的重点区域，特别是整个矿井通风系统、工作面上隅角采空区以及瓦斯积聚地点，研究实施了部分较为先进的治理技术，形成了一套较为完善的矿井瓦斯管理体系，并在实践应用中广泛实践和应用，并取得了良好的效果。尽管如此在矿井的生产过程中，重大瓦斯隐患与瓦斯事件仍有发生，究其原因，特别是通过对矿井巧年来有记录可查的2700多次瓦斯报警统计研究，表明约有1.72%矿井瓦斯超限报警发生在回采工作面以外的其他地点，因此有必要对这些瓦斯超限报警的原因进行分析和研究，找到这些瓦斯超限报警的根源和解决办法，实现与先进的技术管理手段进行整和，从而建立起适应技术发展的新要求的全方位、立体式综合瓦斯技术管理体系，使我矿瓦斯安全状况得到根本好转。5.1.减少瓦斯超限报警的技术管理体系建设5.1.1瓦斯超限报警原因分析经长期观测研究，能够引发矿井瓦斯超限报警的原因主要有如下的六种情况:（1）矿井地质构造变化与瓦斯赋存量大小影响煤岩地质条件变化以及煤系地层中瓦斯固有赋存规律的变化，是引发生产过程中瓦斯超限报警的关键因素。经过对瓦斯超限报警情况的认真分析和研究表明，受地质条件影响，在矿井井田内的不同区域位置处的瓦斯赋存量存在着明显的差异，其大致规律是:在井田由南向北的方向上，随着煤炭变质程度的不断加深，煤层及围岩的瓦斯赋存量则明显减少，由此瓦斯超限报警次数由南向北也明显减少。(2)矿井动力现象的引发在矿并生产过程中，主要有如下的三种情况能够诱发矿井瓦斯动力现象的发生:一是工作面初次来压或周期来压期间，工作面密集后直接顶和老顶顶板的大面积垮落，对工作面采空区内部以游离状态形式存在的瓦斯形成了重点冲击，并因此造成采空区瓦斯在短时间内大量涌入工作面回风流中:二是巷道受冲击地压或采动影响的过程中，突然发生冒顶、片帮，造成井巷通风断面急剧缩小，使工作面风量迅速减少;三是工作面遇地质构造带、瓦斯异常带、揭露煤层时，由于地应力和瓦斯原始应力的突然变化，导致瓦斯大量释放。这三种情况均能引起采掘工作面瓦斯超限报警情况。(3)放炮制度执行不到位在同一工作面，瓦斯赋存及涌出规律具有相对稳定性，但不是一成不变，只有严格执行放炮管理制度和“一炮三检”制度，不断强化对现场瓦斯、地质情况的观测，掌握好放炮个数与间隔时间，方可有效地减少矿井内部的瓦斯超限报警次数。统计数据表明，在放炮期间诱发的瓦斯超限报警次数占矿井瓦斯超限报警总次数的35.4%，其中由于放炮制度执行不严、不细引发瓦斯超限报警的又占总数的50%以上。经分析认为这其中最主要的原因是由于一次放炮个数多、间隔时间短，瓦斯大量涌出，短时间内得不到稀释。(4)工作面实行不适当的串联通风在某些情况下，掘进工作面需要将其回风经常的引入到回采工作面中去。在这样的情况下，一方面由于工作面实行串联通风，瓦斯报警浓度降为0.5%，不易引起有关人员的注意和重视，往往现场发生瓦斯报警而不觉察;另一方面回采工作面由于引入了乏风，被串工作面瓦斯浓度均较正常情况下明显升高，故易发生瓦斯报警。(5)瓦斯传感器显示数据不准在井下实际使用过程中，瓦斯传感器每1.0%允许超差为0.1%。但现场却往往操作不当、调校不准、标校气体混入其他气体等原因，瓦斯传感器可能发生较大超差，并超过了允许范围。据统计，矿井28.2%的瓦斯报警浓度值都在1.0%-1%之间。(6)管理人员不到位以及人员素质差作业人员图省劲、怕麻烦，违章作业，造成工作面风流短路或紊乱，往往易引起瓦斯积聚与超限等。5.1.2减少瓦斯报警的主要技术方法5.1.2.1预测预报法1)炮眼预测预报法瓦斯检查员每班至少三次对工作面炮眼内的瓦斯浓度进行测定(用100%的光学瓦斯鉴定器进行鉴定，深入炮眼内的深度不低于0.8m)，当该地点炮眼内瓦斯浓度大于10%，即纳入重点管理范围;当炮眼内瓦斯大于50%时，规定工作面一次放炮个数不得超过2个，间隔时间不能低于3分钟，同时加强现场试验，以放炮后回风流瓦斯浓度不超过0.7%来重新核定放炮个数和间隔时间。2)报表分析预测法瓦斯监测日报表是全面反映矿井各工作面地点一天来瓦斯变化情况的重要途径，通过每天及时对瓦斯监测日报表进行全面的审阅和分析，对平均瓦斯浓度与往常变化较大及瓦斯最高浓度超过0.6%的地点，通过查看同一地点该天或某一时段与正常情况瓦斯变化曲线图，分析瓦斯变化原因，并及时到现场勘查，有针对性的采取强化瓦斯管理的措施，能有效消除瓦斯隐患。3)矿压预报、预测法由技术部门根据对回采工作面矿山压力显现观测情况，及时推算和确定工作面周期来压或初次来压的时间，并提前通知通防科和有关单位，工作面来压期间，“一通三防”人员重点盯靠，工作面提前停电，并对生产工序进行调整，避免来压期间从事放炮、生产等工作，杜绝采空区瓦斯大量涌出与工作面瓦斯大量释放发生“撞车”。5.1.2.2优化系统、布局法摸清瓦斯赋存和涌出规律，在瓦斯涌出量大的区域，加强通风系统改造，合理布置采掘顺序和通风系统，可有效防止瓦斯大量涌出，减少瓦斯超限报警。必要时，可对瓦斯异常区采掘工作面个数进行了调整，减少数量，降低瓦斯涌出量，保障矿井安全。5.1.2.3超前预防法当采煤面顶板为石灰岩或岩浆岩时，初次来压步距很大，初次来压比较迅猛或突然，有时还伴有冲击地压，很容易造成瓦斯大量喷出，造成报警，在工作面开切眼或初次来压前，提前打眼，通过放炮产生的震动和冲击波达到使直接顶和老顶松动的目的，可有效降低初次来压步距1015m，减少来压期间的顶板垮落威力，降低初次来压期间的瓦斯涌出量，减少瓦斯超限报警次数。5.1.2.4防止局扇(抽排风机)停风法1)建立局扇(抽排风机)转换试验制度高瓦斯矿井虽然局扇(抽排瓦斯风机)虽配置双风机、双电源，但由于风机损坏、专线线路发生故障、电磁开关故障、误停电等原因，均可造成停风。一旦出现风机停风现象时，瓦斯往往在短时间积聚，造成重大事故隐患。通过建立局扇(抽排风机)转换试验制度，解决了这一问题。具体办法是:(1)每班由采煤队的电工对局扇(抽排风机)进行一次转换试验，检查是否能够自动转换，自动断电，通过转换试验，对发现的各类问题，立即盯上处理。(2)瓦斯检查员、安全检查员负责电工监督试验情况，发现电工不负责任，不按规定进行转换试验，立即汇报有关部门，并可对其进行经济处罚。(3)管理人员根据局扇(抽排风机)转换试验牌板填写情况进行检查，监督电工、瓦斯检查员、安监员工作是否到位。2)安设风筒传感器监测法风筒传感器适用于煤矿井下各作业场所中，可以连续监测局扇(抽排风机)供风风筒有风无风状态，风筒一旦停风时，可以立即切断工作面及回风流生产线电源，并向监测系统发出开关信号，通风管理人员可以从监测屏幕上准确知道井下哪个地点局扇(抽排风机)停风，并立即处理。风筒传感器的工作原理是:干簧管在磁场中当磁铁强度达到一定强度时，其中一组触片与原来吸合的触片脱开、与另一触片吸合，当干簧管脱离强磁场时，又恢复原来的状态，利用这一原理可对风筒有风无风进行监控，并将信号通过电缆传送至计算机监控系统。安装时，将风筒传感器通过其吊环吊到巷道顶部，再将支架套到风筒上，传感器的常开节点，通过12V电源接到分站的相应输入端口上，由分站自动分析判断风筒供风状态，并实现无风断电功能。安装方法如图5.1所示:5.1.2.4加强装放炮管理法瓦斯员、放炮员、班组长放炮前，必须共同分析采掘工作面揭露煤层、过断层、揭露煤层情况、瓦斯涌