矿井瓦斯防治技术及安全措施.doc

矿井瓦斯防治技术及安全措施我国煤矿安全生产现状分析在我国的能源工业中，煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70左右，预计到2050年还将占50以上。因此，煤炭在相当长的时期内仍将是我国的主要能源。当前我国煤矿安全生产状况不容乐观，安全生产体系并不完善，特别是煤矿生产更是矿难频发，形势严峻，煤矿安全问题成为构建社会主义和谐社会的极大障碍，是政府在新的行政过程中亟待解决的问题。下面我将从我国煤矿生产现状出发，对煤矿生产存在的主要问题进行了简单的分析和论述；基于此，对我国煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施作了初步的思考和探寻。我国目前煤矿安全生产形势我国95的煤矿开采是地下作业。煤矿事故占工矿企业一次死亡10人以上特大事故的72.8至89.6（20022005年）；煤矿企业一次死亡10人以上事故中，瓦斯事故占死亡人数的71。煤矿所面临的重大灾害事故是相当严峻的，造成的损失是极其惨重的。由于煤矿事故多，死亡人数多，造成了我国煤矿的百万吨死亡率一直居高不下。特别是煤矿重大及特大瓦斯（煤尘）灾害事故的频发，不但造成国家财产和公民生命的巨大损失，而且严重影响了我国的国际声誉。实际上，这些瓦斯事故的发生不是偶然的，它是以往煤矿生产过程中存在问题的集中暴露，涉及许多方面。既有自然因素、科技投入和研究的不足，也有人为因素以及国家的体制、管理、经济政策，社会的传统观念，煤矿企业的文化素质等等。我国煤矿生产存在的主要问题总体上来看，我国煤矿生产正走着一条高投入、高耗能、低产出、低回报的粗放型的经济增长道路，安全问题特别突出，经常发生矿难事故，国家安全生产监督管理总局近日称：近年我国平均每7.4天发生一起特大煤矿事故，远远高出世界平均水平。细致来看，主要存在以下几个问题：1、我国煤矿分布地质情况恶劣，灾害类型多，是造成事故的客观因素。我国煤矿绝大多数是井工矿井，地质条件复杂，灾害类型多，分布面广，在世界各主要产煤国家中开采条件最差、灾害最严重。地质条件。在国有重点煤矿中，地质构造复杂或极其复杂的煤矿占36%，地质构造简单的煤矿占23%。据调查，大中型煤矿平均开采深度456米，采深大于600米的矿井产量占28.5%。小煤矿平均采深196米，采深超过300米的矿井产量占14.5%。瓦斯灾害。国有重点煤矿中，高瓦斯矿井占21.0%；煤与瓦斯突出矿井占21.3%；低瓦斯矿井占57.7%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中，高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井占15%。随着开采深度的增加，瓦斯涌出量的增大，高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井的比例还会增加。水害。我国煤矿水文地质条件较为复杂。国有重点煤矿中，水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占27%，属于简单的矿井占34%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中，水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占8.5%。我国煤矿水害普遍存在，大中型煤矿有500多个工作面受水害威胁。在近2万处小煤矿中，有突水危险的矿井900多处，占总数的4.6%。自然发火危害。我国具有自然发火危险的煤矿所占比例大、覆盖面广。大中型煤矿中，自然发火危险程度严重或较严重(、II、III、级)的煤矿占72.9%。国有重点煤矿中，具有自然发火危险的矿井占47.3%。小煤矿中，具有自然发火危险的矿井占85.3%。由于煤层自燃，我国每年损失煤炭资源2亿吨左右。煤尘灾害。我国煤矿具有煤尘爆炸危险的矿井普遍存在。全国煤矿中，具有煤尘爆炸危险的矿井占煤矿总数的60%以上，煤尘爆炸指数在45%以上的煤矿占16.3%。国有重点煤矿中具有煤尘爆炸危险性的煤矿占87.4%，其中具有强爆炸性的占60%以上。冲击地压。中国是世界上除德国、波兰以外煤矿冲击地压危害最严重的国家之一。大中型煤矿中具有冲击地压危险的煤矿47处,占5.16%。随着开采深度的增加，现有冲击地压矿井的冲击频率和强度在不断增加，还有少数无明显冲击地压的矿井也将逐渐显现出来。2、煤矿生产的从业人员素质偏低煤矿行业从业人员大多数是农民工，素质偏低，没有经过专业的生产技能培训和安全生产培训，大多也没有接受教高层次的教育，因而素质普遍偏低，安全生产意识薄弱，自救能力和自救意识不强，往往在生产过程中没有严格执行安全生产的相关规定，在发生突发事件后不知所措，不能有效的自救。3、技术水平偏低我国煤矿安全科研力量分散，产学研结合不紧密，人才流失严重，科研投入严重不足，研发基础设施落后，成果转化率低，安全基础理论、煤与瓦斯突出、瓦斯煤尘爆炸、矿井突水机理及主要灾害预防与控制技术等研究滞后，企业自主创新能力弱，尚未形成完善的煤矿安全科技支撑体系。4、煤矿安全投入不足。煤矿企业长期投入不足，安全欠账严重。根据2005年专家对54户重点煤矿企业会诊分析，仅国有重点煤矿安全欠账就高达689亿元，一些矿井防灾系统不健全，设备陈旧老化，安全装备落后。地方国有煤矿和乡镇煤矿安全欠账问题更为突出，安全保障水平低，抵御事故灾害的能力差。5、政府监督严重缺位煤矿行业虽然已经实现了市场化，符合经济发展大潮，但是完全的市场调节具有很大的盲目性、自发性、滞后性等市场自身无法克服的弱点和缺陷，这就需要政府的宏观调控，而煤矿安全事故频发很大程度上都归咎于地方政府职能的严重缺位，也即是说，政府对煤矿行业的宏观调控的力度不够大，方法不够科学，绩效不够明显。造成这种现象的主要原因是：不少地方政府仍以GDP的增长与否作为行政成效的评价标准，很多地方官员把GDP作为追求的目标，把煤矿企业创造的GDP作为提升晋级的基石，甘愿充当煤矿企业的保护伞。对煤矿企业的生产状况，安全状况视而不见，听之任之。即使在事故发生以后，对遇难者家属的慰问和补偿似乎总是“迟来的爱”。所以说某些地方政府职能的缺位也是我国煤矿安全生产体系脆弱和安全事故频发的一个重要原因。煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施当前，尽管煤矿安全生产形势严峻，但也存在许多有利条件：有建国几十年来培养起来的技术队伍，有经过多次修订的煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则等规程规定，有专业化的煤矿安全研究机构和有关的大专院校；许多大的煤矿企业还有自己的瓦斯防治机构，应该说做到控制瓦斯事故的频发是完全可能实现的。我国具有多年来实现安全生产的淮南和平顶山煤业集团公司，这些企业的技术及管理经验，对我们搞好煤矿安全生产是十分可贵的。为了扭转当前煤矿安全生产的状况，建立健全煤矿安全生产体系建议主要采取如下对策和措施：1、对生产经营和煤矿行业从业人员进行严格的安全知识培训和考核2。应当加大力度，宣讲近年来的灾害事故的实例、经验和教训，以提高一线从业人员的素质和水平，提高他们对灾害事故的预见性和发生事故时的应对处理能力。因为，一线从业人员的安全生产意识和自身素质能力如何，直接关系着安全生产能否顺利进行；所以进行培训和考核是必要的。由于大多数的煤矿从业人员没有专门的生产知识，没有接受高层次的教育，因而普遍缺乏安全生产技能，那么对这部分人进行安全生产技能的培训同样是必需的，使所有的从业人员只有基本上具备了安全生产知识和事故险情发生后逃生自救的能力，具备常规事故的处理能力和临危不乱、遇变不惊的心理承受能力，才能拥有从业资格，准予上岗，这对于解决煤矿安全生产问题和提高煤矿抵御事故能力是行之有效2、加强科研工作力度，提高安全生产的技术水平，建立健全本质安全化的生产体系。我国安全管理水平不断加强，煤炭开采技术水平不断提高，但是，煤矿重大瓦斯事故仍然时有发生。产生这些事故的直接原因是我国煤层瓦斯富集条件的复杂性，原有安全技术及理论基础已难以适应当前煤矿安全高效生产的迫切需求。因此，应当进一步加强科研工作力度，特别是应当针对当前开采条件进行研究，以便为建立本质安全化的生产系统奠定基础。对高瓦斯和瓦斯突出矿井应当制订特殊政策，采取特殊措施，以利于健康发展3。3、加强安全监督检查。事实上，只要管理者措施得力，监督得法，大多数的矿难是可以避免的或者说大多数矿难的损失是可以控制和被最小化的，因此有关部门的监督是至关重要的。“煤矿资源的不可再生性、煤炭工业的重要性和煤矿生产劳动的极度危险性，都要求有关部门在可持续煤炭发展中发挥重要作用，承担起义不容辞的公共责任。”有关部门要积极推进“科技含量高，经济效益好，资源消耗低，环境污染少，人力资源优势得到充分发挥的新型工业化道路”的进程，加快建立社会主义和谐社会，鼓励吸收社会资本入股以充实大煤矿集团实力，增强我国煤矿行业的核心竞争力，并鼓励大煤矿集团大煤矿企业参与国际竞争，有关对大企业大集团走向世界提供必要的政治、外交支持，通过外交谈判、政治对话等方式争取更广阔的生产基地和新的矿源，政府要适当提高煤矿行业的门槛，不具备安全生产条件的个人和企业不让进入，对安全措施不完善的企业要责令整改，对不具备安全生产能力的企业要坚决取缔，对个别企业胡干乱干的行为要坚决纠正，对违反安全生产法规条令的行为要坚决制止、严厉打击。并且不定时地组织进行抽样调查，对企业的安全设施进行认真检查和评估，并监督和鼓励企业更新生产设备、提高煤矿的安全生产能力。1.3国外煤矿安全生产现状分析由于世界各国的煤矿分布情况的不同，煤矿安全生产的技术水平、机械化水平、安全生产的法规各不相同，所以也造成了各国的的煤矿安全生产现状各不相同。下面着重介绍美国和澳大利亚的煤矿安全生产现状。1.3.1美国的煤矿安全生产现状分析年度非煤矿山煤矿合计1990566612219915361114199243559819935147981994404585199553471001996473986199761309119985129801999553590200047388520013042722002402767图1-11990年2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数上表为1990年2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数作为世界主要产煤大国之一，美国也曾经历过安全状况恶化、伤亡事故严重的年代。20世纪前30年，美国煤矿每年平均事故死亡2000多人；进入20世纪90年代后，伤亡人数才迅速减少；1990年死亡66人；2000年死亡40人。最近20多年来煤矿安全状况得到明显改善；近年来，每年由各种原因导致的死亡人数只有40人左右。从国际上公认的安全生产指标百万吨死亡率来看，美国的这一指标已下降到0.035左右。近百年来的美国煤矿业，经历了从事故多发到加强立法和监管、提高煤炭业的市场配置化程度，最终安全状况明显改善而生产效率仍然稳步提升的过程。那么美国通过了哪些措施来改善了煤矿的安全生产呢？立法为先美国煤矿业也是经历了一个从事故多发到加强立法和管理、最终进入安全生产时期的过程。美国煤矿生产事故多发期是在生产技术和管理都比较落后的19世纪后期和20世纪初期。当时，美国每年有数千人死于煤矿事故。最严重的是1907年，死亡总人数达3242人。严重的煤矿事故频频发生促使美国国会和政府采取坚决措施加强安全管理。围绕煤矿生产美国先后制定了10多部法律，安全标准越来越高。其中最重要的是1977年制定的联邦矿业安全和健康法，对所有矿业生产进行了全面和严格的规定。原来的矿业局改为矿山安全和卫生署，转由劳工部管辖。这一法律的出台标志着美国煤矿业生产从此走上事故低发率的新阶段：到20世纪70年代，死亡人数下降到千人以下；1990年-2000年，美国共生产商品煤104亿吨，仅死亡492人，平均百万吨死亡率为0.0473；在安全状况最好的1998年，共产商品煤10.18亿吨，仅死亡29人，百万吨死亡率为0.028；1993年-2000年的八年间，整个煤炭行业没有发生过一起死亡三人以上的事故。在美国，国家资源委员会负责控制煤炭资源的使用，内政部土地管理局负责煤炭资源的租借。美国资源管理实施办法规定，对联邦公有土地煤炭资源实施租借方式，对煤炭资源已勘探清楚并进行了资源评价的矿区，采用招标方式确定开采者；对煤炭资源尚未探明及未进行资源评价的矿区，实行勘探和开采优先的办法。此外，美国对煤炭资源价格的确定是在资源评估的基础上进行的，主要内容包括煤炭资源储量、煤质、最大的经济回收率、煤炭开采难易程度和开采成本，以及地产价值、银行利率等。（2）安监机构的独立性且执法非常严格美国政府一直强调煤矿安全监察管理机构的独立性。有关法律规定，煤矿安全监察员与煤矿无任何隶属关系，他们必须具备煤矿和现场工程师的资格，每年到安全培训学院轮训一周。各地的联邦安全检查员，每两年也必须轮换对调。任何煤矿发生三人以上的死亡事故，当地的联邦及州政府安全监察员不得参与该事故的调查与处理，而须由联邦从外地调派安全监察员进行事故调查。同时，美国煤矿安全部门执法非常严格，矿主也遵守法律，严格按照安全操作规程办事，从而确保了煤矿生产安全。美国煤矿安全部门对唯利是图、违反规定生产的矿主惩罚严厉。针对不会导致重大人员伤亡的一般性违反规定行为，政府督察员每次每项罚款可达55万美元。曾经违反规定并承诺改正、但不守信用的矿主则将被加重处罚。从对美国的煤矿安全生产现状的分析，我国也应该加强立法，加大执法力度等来减少煤矿生产的死亡人数。澳大利亚的煤矿安全现状分析澳大利亚的矿山生产死亡人数很低，保持在20人左右，且工伤次数呈逐年减少的趋势，这跟该国对矿山救护车的研究有很大的关系。研究该车的目的是改善井下矿工的自救能力。该救护车应能在特别严酷的情况下进行工作，包括在含氧少和高浓度瓦斯环境下进行工作，此车内应有瓦斯监控和检测设备及紧急通讯设施。下表为澳大利亚1991年2001年矿山死亡人数及伤害次数：财政年度死亡人数工伤次数19911992257200199219932258001993199422520019941995315000199519961242001996199727410019971998193300199819991228001999200019220020002001142050图1-2澳大利亚1991年2001年矿山死亡人数及伤害次数由上面对澳大利亚煤矿安全生产现状的介绍，我们了解到提高煤矿生产的技术水平也是有效控制煤矿生产死亡人数及伤害次数的一个非常有效的措施。煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析抽放瓦斯方法分类抽放瓦斯的分类方式和方法多种多样，目前尚无统一的标准。通常按以下三种方法进行分类。1、按抽放瓦斯的来源分类按抽放瓦斯的来源分为：1）开采层（本煤层）抽放瓦斯；2）邻近层抽放瓦斯；3）采空区抽放瓦斯。2、按抽放与采掘的时间分类按抽放与采掘的时间关系可分为：1）采前抽放（也称为预抽）；2）采中抽放（也称边抽，包括边采边抽和边掘边抽）；3）采后抽放（也趁旧区抽放）。3、按施工工艺和手段分类按施工工艺和手段可分为：1）巷道抽放法；2）钻孔抽放法；3）巷道、钻孔混合抽放法。瓦斯抽放方法虽然有以上不同分类方法和不同种类，但在现场实际应用时，往往是互相结合、综合使用，无法截然分开的。如，本煤层抽放中包括巷道预抽法、钻孔预抽法及边抽（掘）法等；同时，钻孔抽放法又应用于本煤层抽放、邻近层抽放及预抽、边抽等。2.1.1开采煤层的瓦斯抽放分析开采煤层的瓦斯抽放，是在煤层开采之前或采掘的同时，用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作。煤层回采前的抽放属于未卸压抽放，在受到采掘工作面影响范围内的抽放，属于卸压抽放。决定未卸压煤层抽放效果的关键因素，是煤层的天然透气系数。按照煤层的透气系数评价未卸压煤层预抽瓦斯的难易程度的指标如下表：表2-1煤层抽放瓦斯难易程度分级表等级煤层透气系数/MPa-2d-1煤层百米钻孔瓦斯涌出衰减系数d-1容易抽放可以抽放较难抽放10100.10.10.0150.030.050.05未卸压抽放本法适用于透气系数较大的开采煤层预抽瓦斯。按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔；按钻角度分为上向钻孔、下向钻孔和水平钻孔。我过多采用穿层上向钻孔。穿层钻孔是在开采煤层的顶板或底板岩巷（或煤巷），每隔一段距离开一长约10米的钻场。从钻场向煤层打35个穿透煤层的钻孔，封孔或将整个钻场封闭起来，装上抽瓦斯管与抽放系统连接。此方法的优点是施工方便，可以预抽的时间较长。如果是厚煤层下行分层回采，第一层回采后，还可在卸压的条件下，抽放未分层的瓦斯。沿层钻孔适用于赋存稳定的中厚煤层。由运输平巷沿煤层倾斜打钻，或由上、下山沿煤层走向打水平孔（仰角1-2）。这类抽放方法常受采掘接替的限制，抽放时间不长，影响了抽放的效果。国外采用的可弯曲钻，能由岩巷或地面打沿层钻孔，大大延长了抽放时间。我国1987年开始了有关研究工作，着重于井下水平长钻孔的打钻工艺。卸压钻孔抽放在受回采或掘进的采动影响下，引起煤层和围岩应力重新分布，形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形，透气系数大大增加。如果在这个区域内打钻抽放瓦斯，可以提高抽出力量，并阻截瓦斯流向工作空间。这类抽放方法现场叫随掘随抽和随采随抽。随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道推进，每隔1015m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔12个，孔径40-560mm，封孔深1.52.0m，封孔连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高，一般为5.36.7kPa(4050mmHg)。巷道周围的卸压区一般为515m，个别煤层可达1530m。随采随抽是在采煤工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离（2060m），沿煤层倾斜方向，平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的2040m。工作面推进到钻孔附近，当最大集中应力超过钻孔后，钻孔附近煤体就开始膨胀变形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推进到距钻孔13m时，钻孔处于煤面的挤出带内，大量空气进入钻孔，瓦斯浓度降低到30以下时，应停止抽放。在下行分层工作面，钻孔应靠近底板，上行分层工作面靠近顶板。如果煤层厚超过68m，在未采分层内打的钻孔，当第一分层回采后，仍可继续抽放。这类抽放方法只适用于赋存平稳的煤层，有效抽放时间不长，没孔的抽出量不大。人工增加煤层透气系数的措施透气系数低的单一煤层，或者虽为煤层群，但是开采顺序必须先采瓦斯含量大的煤层，那么上述抽放瓦斯的方法，就很难到达预期的目的。必须采用专门措施增加了煤层的透气系数以后，才能抽出瓦斯。国内外都已试验过的措施有：煤层注水、水力压裂、水力割缝、深孔爆破、交叉钻孔和煤层的酸液处理等。水力压裂是将大量含砂的高压液体（水或其他溶液）注入煤层，迫使煤层破裂，产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内，阻止它们的重新闭合，从而提高煤层的透气系数。注入的液体排出后，就可进行瓦斯的抽放工作。龙凤矿北井、阳泉、红卫等矿都曾做过这种方法的工业试验。水力割缝是用高压水射流切割孔两侧每体（即割缝），形成大致沿煤层扩张的空洞与裂缝。增加煤体的暴露面，造成割缝上、下煤体的卸压，提高它们的透气系数。深孔爆破是在钻孔内用炸药爆炸造成的震动力使煤体松动破裂。酸液处理是向含有碳酸盐类或硅酸盐类的煤层中，注入可溶解这些矿物质的酸性溶液。交叉钻孔是除沿煤层打处置于走向的平行孔外，还打与平行钻孔呈15-20夹角的斜向钻孔，形成互相连通的钻孔网。其实质相当于扩大钻孔直径，同时斜向钻孔延长了钻孔在卸压带的抽放时间，也避免了因钻孔坍塌而对抽放效果的影响。在焦作矿务局九里山煤矿的试验结果表明，这种布孔方式较常规的布孔方式相比，相同条件下提高抽放量0.461.02倍。邻近层的瓦斯抽放分析开采煤层群时，回采煤层的顶、底板围岩发生冒落、移动、龟裂和卸压，透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯，就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层，就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的临近层叫上临近层，底板内的叫下邻近层。邻近层的瓦斯抽放，即是在有瓦斯赋存的邻近层内预先开凿抽放瓦斯的巷道，或预先从开采煤层或围岩大巷内向临近层打钻，将邻近层内涌出的瓦斯汇集抽出。前一方法称巷道法，后一方法称钻孔法。目前国内外都广泛采用钻孔法，即由开采煤层进回风巷道或围岩大巷内，向邻近层打穿层钻孔抽瓦斯。当采煤工作面接近或超过钻孔时，岩体卸压膨胀变形，透气系数增大，钻孔瓦斯的流量有所增加，就可开始抽放。钻孔的抽出粮随工作面的推进而逐渐增大，达到最大值后能以稳定的抽出量维持一段时间（几十天到几个月）。由于采空区逐渐压实，透气系数逐渐恢复，抽出量也将随之减少，直到抽出两减少到失去抽放的意义，便可以停止抽放。巷道法抽放时，也可以采用倾斜高抽巷和走向高抽巷抽放上临近层中的瓦斯。80年代试验成功的倾斜高抽巷，是在工作面尾巷开口，沿回风及尾巷间的煤柱平走5m左右起坡，坡度30-50，打至上临近层后顺煤层走2040m，施工完毕后，在其坡底打密闭穿管抽放。倾斜高抽巷间距150200m。这种抽放方式在阳泉矿务局一矿、五矿和盘江矿务局山脚树煤矿的实际应用都取得了很好的效果。采空区的抽放采空区瓦斯抽放可以分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可以分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道，在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻，同时封闭采空区入口，以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。采空区抽放时要及时检查抽放负压、流量、抽出瓦斯的成分与浓度。抽放负压与流量应与采空区的瓦斯量相适应，才能保证抽出的瓦斯中的甲烷的浓度。如果煤层有自燃危险，更应经常检查抽出瓦斯的成分，一旦发现煤炭自燃的异常征兆，应立即停止抽放，采取防止自燃的措施。瓦斯燃烧或爆炸的分析瓦斯燃烧与爆炸的感应期据实验结果表明，瓦斯与高温热源接触时，不是立即发生燃烧或爆炸，而是有个引火迟延期，或叫感应期。感应期的长短与瓦斯浓度、火源温度和火源性质有关。实践证明，瓦斯燃烧的感应期总是小于爆炸的感应期。说明引起瓦斯燃烧的可能性大。对于瓦斯爆炸的感应期，对安全生产的意义很大。比如，使用安全炸药爆破时，虽然爆炸的初温高达2000左右，但高温存在的时间极短，大大小于瓦斯爆炸的感应期，所以不会引起瓦斯爆炸。如果炸药质量不合格、炮泥充填不够或放炮操作不当，就会增加高温气流的温度，延长它的存在时间，一旦超过感应期，就可能发生瓦斯燃烧或爆炸。瓦斯爆炸的类型1、瓦斯燃烧与爆炸严格来说，瓦斯燃烧与爆炸都是在高温作用下一定浓度的瓦斯与空气中的氧气发生激烈复杂的氧化反应的结果，二者很难区分的。一般认为，火焰移动速度较慢，声效应较小，空气没什么震动，无破坏作用的情况，称之为瓦斯燃烧；反之，火焰移动的速度快，爆炸声较大，对巷道和各种设施破坏较为严重，称之为瓦斯爆炸。2、局部瓦斯爆炸由于局部地区或空间因通风不良或其他原因而积聚有较高浓度的瓦斯，在高温作用下而发生的瓦斯燃爆现象。其火焰及冲击波所造成的危害范围只局限在一个才、掘工作面等局部地点，而不波及其他采掘工作面或作业地点，且危害程度较小，称为局部瓦斯爆炸。由于参与爆炸的瓦斯量较少，爆炸后产生的冲击波、爆炸火焰和有害气体等对矿井和人员的影响和危害较小。3、大型爆炸无论发生瓦斯燃爆的源点在任何地点，若其所造成的危害严重，爆炸火焰和冲击波摧毁的设备、设施及有害气体导致人员伤亡等数量较多，且波及其他采掘工作面阶段水平、矿井一翼的较大的范围，甚至整个矿井，有的还诱发矿井火灾等，均称为大型瓦斯爆炸。大型瓦斯爆炸还可以分为重大和特大瓦斯爆炸。4、瓦斯连续爆炸不言而喻，瓦斯连续爆炸是指在同一矿井的较短时间内发生一次以上的瓦爆炸（事故）。瓦斯连续爆炸可能发生在同一地点，也可能发生在附近的其他不同地点。一般来说，瓦斯连续爆炸大多为大型爆炸，所造成的损失和危害也较为严重。瓦斯连续爆炸具有如下特点：（1）瓦斯连续爆炸大多发生在高瓦斯矿井和有自然发火的煤层和矿井。（2）瓦斯连续爆炸极易引起煤尘爆炸的连锁反应，给抢救特别是对救护人员的威胁最大，事故处理非常复杂、难度很大。（3）瓦斯连续爆炸的次数和间隔时间与灾区的瓦斯涌出和通风状况有密切关系。灾区瓦斯涌出速度较快、数量较大，则连续爆炸的次数增加，且间隔时间较短；灾区瓦斯来源虽然不够充足，但通风状况不良，也可能发生连续爆炸，但间隔时间回延长。（4）瓦斯连续爆炸的时间间隔，短则几秒钟、几分钟，长则几小时、十几小时。5、瓦斯与煤尘的混合爆炸瓦斯与煤尘混合爆炸可分为两种情况：一是在爆炸发生的瞬间，混合气体中同时存在着瓦斯与煤尘，二者相互影响且降低了各自的爆炸下限，在高温作用下而发生的瓦斯与煤尘联合爆炸。二是由于瓦斯爆炸产生的冲击波扬起爆源附近的沉积煤尘而导致的联合爆炸。这种爆炸往往是常见的连续发生的爆炸事故。其直接原因是首次爆炸产生的冲击波的速度（2340m/s）远大于火焰的传播速度（6101800m/s），随着时间的延长，二者差距越来越大，当前面的冲击波把巷道积尘再次扬起且达到一定浓度，而高温火焰又跟踪而至，就会把扬起的煤尘点燃，发生第二次、第三次爆炸。瓦斯突出分析在极短的时间内，煤与瓦斯由煤体向巷道或采掘空间大量喷出的动力现象，叫做煤与瓦斯的突出。发生煤与瓦斯突出时，在煤体中形成特殊形状的孔洞，并拌有动力效应和响声，能对井下巷道、设备、设施、生产系统造成破坏，甚至引起火灾或瓦斯爆炸。煤与瓦斯突出是一种危害很大的自然灾害。煤与瓦斯突出对煤矿安全生产的威胁，目前在国内外还没有得到根本解决，但在实践中已经摸索出一套防治煤与瓦斯突出的方法和措施，只要认真实施，就能大大减少突出频率，基本可以做到即使发生突出，也可把正人员不受伤害。国内外煤与瓦斯突出情况1、国内概况据记载，我国第一次煤与瓦斯突出为发生于1939年11月20日的辽源富国西二坑在垂深280m煤巷掘进时的突出。据不完全统计，19501991年我国有250多个矿井发生了1.6万次煤与瓦斯突出，占世界突出总次数的40%左右。1980年最高达1151次，1980年以后每年为500800次。在50多个矿井中，发生突出强度在千吨以上的特大型突出有百余次。最大的一次突出是1975年8月8日发生在四川天府矿务局三汇一井+280m水平，主平硐震动爆破揭6号煤层时，突出煤（岩）量12780t，把一个1t多重的石块抛出120m，并拐了两个90的弯，2h内突出瓦斯量达140万m3。2.3.2国外概况1834年3月22日，法国鲁阿雷煤田在急倾斜厚煤层平巷掘进工作面发生了世界上第一次煤与瓦斯突出。世界上最大的一次煤与瓦斯突出事故发生在前苏联顿巴斯煤田的加加林煤矿，突出煤量14000t，喷出瓦斯量25万m3以上。世界上大多数国家矿井突出的是瓦斯，法国、波兰的一些矿井主要突出二氧化碳，法国、捷克、斯洛伐克、澳大利亚和罗马尼亚也有的矿井同时突出瓦斯和二氧化碳。除了煤层突出外，还有岩石突出。岩石突出多为坚硬的砂岩，也有盐岩（德国很普遍、前苏联也有）、砂质页岩（前捷克斯洛伐克）、玢岩（前苏联某隧道）等。瓦斯突出的特征突出危险在广泛区域上具有点、线分别特征，并非“突出危险煤层”范围内的煤体都具备形成突出危险源的条件。突出危险源是存在于采矿活动中的具备发动煤与瓦斯突出的高势能瓦斯与破碎煤体混合的瓦斯富积区。其特征是：区内瓦斯大量解吸为气态的游离状瓦斯而积聚；区内煤体受力状态发生变化，原始结构被破坏；受破坏的煤体失去传导压力的能力而使气态瓦斯处于承压（被压缩）状态，产生高势能瓦斯与碎煤体混合的瓦斯富积区。突出危险源存在是煤与瓦斯突出能够发动的先决条件，突出危险源积聚的势能大小决定突出发动时的突出强度。影响突出危险的形成的要素影响突出危险源的形成要素,大致可分为：一是煤体的瓦斯含量的大小；二是煤层煤体的结构强度的高低；三是煤体的受力状态和作用在煤体上压力的大小及压力作用的时间；四是游离瓦斯积聚的条件（承压瓦斯区周围的围岩封闭程度）是否具备。突出危险源的分布主要受到煤体强度和围岩压力分布的控制。一般来讲，在原生煤体结构强度低或煤体结构受到地质运动的破坏而强度降低的区域内容易形成突出危险源；在地应力（原始地应力和地质构造残存应力）大的区域容易形成突出危险源；在工程活动引起的支撑压力集中区及其附近容易形成突出危险源。第三章矿井基本概况矿井概况一、矿井四邻关系元堡井田周边紧邻的矿井东南边界有增子房煤矿、东边界东古城煤矿和元堡井田北边界尚未开发的辛屯井田，井田东西长约8417m，南北宽约5167m，井田面积为26.4079km2。二、开拓方式井口位置及工业场地设于原元堡煤矿工业场地，地面标高+1455m左右，采用斜井开拓方式，新建一个主斜井、一个副斜井和一个回风立井，共新建三个井筒。主斜井用于提升煤炭、入风兼作安全出口；副斜井用于入风、运料、人员提升，兼作安全出口；回风斜井用于回风、兼作安全出口；先期开采9号煤层，水平标高1225m；首采盘区沿煤层倾向布置一组下山，两翼沿煤层走向布置长壁工作面，工作面采用直接搭接布置方式。三、水平划分采用一个水平开拓全井田，水平标高为+1225m（井巷工程实际揭露9号煤层标高）。四、盘区划分全井田共划分为四个盘区，DF1断层东部有一盘区、二盘区和三盘区，DF1断层西部为四盘区。一盘区和二盘区为9号煤盘区，三盘区为11号煤盘区，四盘区仅有11号煤可采。五、开采现状本矿井已经取得地质报告、初步设计、安全专篇的批复，目前矿井处于基建阶段，矿井的三个新建井筒和井底车场已经施工完毕，矿井的主要系统已经形成。一盘区的三条下山正在施工。9101综采放顶煤工作面的进、回风顺槽及开切眼已经施工，工作面设备暂未安装。六、生产系统（一）运输系统1、煤炭运输9101综采放顶煤工作面原煤经前、后部刮板运输机转载机（破碎机）工作面顺槽可伸缩胶带输送机一盘区胶带下山胶带输送机主斜井带式输送机地面。2、辅助运输（1）人员运输设备选择设计选用WC20R型20座无轨胶轮人车4辆（其中维修备用1辆）和WC2J指挥车3辆（其中维修备用1辆）。（2）支架及大件设备运输车辆选择为实现采煤工作面快速搬家，满足最大件重量及保持车辆正常循环的需要，选用WC40Y型框架式支架搬运车，主要用于液压支架、采煤机、运输机等大型设备长距离运输，也可搬运其他大型设备和部件。选用MH4型支架铲运车，用于工作面液压支架拆离及就位和短距离搬运。（3）物料及普通设备运输车辆选择设计选用WC3J型无轨胶轮车14辆。此外，为解决井下密闭墙砌筑等大宗材料运输，为节省路途时间，提高功效，选用WC5型无轨胶轮车1辆。（4）多功能装载车WJ10EJ型多功能装载车用于井下辅助材料运输，电缆、水管架设（升举人员、管线），修整、铲平巷道，清理巷道浮煤，搬运皮带、移变，亦可用于铲、装、运作业，实现一车多功能的作用。设计选用该型无轨胶轮车2辆，其中备用1辆。（5）顺槽运输车选用WC2型顺槽运输车2辆（备用及检修1辆）。该胶轮车车体宽度小，可双向驾驶，适于顺槽运输。（6）洒水车为便于井下巷道洒水灭尘、冲洗巷帮及地面工业场地洒水灭尘，选用WC3JB型无轨胶轮车1辆。该型号洒水车可后洒、侧洒，并装备高压水枪可用于巷帮冲洗。矿井生产期间，随着开拓距离的延伸，可适时调整车辆配置。（二）提升系统1、主斜井本矿井采用斜井胶带输送机提升方式，在斜井中安装胶带输送机构成提升系统。井筒落底至9号煤中，井底无煤仓。主斜井与盘区胶带输送机大巷和9号煤胶带输送机大巷直接搭接形成煤流系统。2、副斜井本矿井辅助运输采用无轨胶轮车运输方式，矿井人员、材料、设备等辅助运输由不同型号和用途的无轨胶轮车直接从地面经副斜井井筒运至井下各采掘作业地点。（三）排水系统矿井主排水采用中央集中式排水，在主斜井井底设中央水泵房及水仓，盘区中部设中部水仓及泵房，集中排放至地面矿井水处理站。井下中央水泵房和中央变电所采用联合布置。中央水泵房有2个出口，一个出口用斜巷（即管子道）通往斜井井筒，该出口高出泵房地面约8m，；另一个出口与井底车场相连，并设置了易于关闭的密闭门，密闭门硐室采用混凝土砌碹支护，密闭门在来水时，能够正常关闭。两个通道均铺设窄轨供设备运输和抢险使用。泵房硐室地面高出硐室与井底车场巷道连接处底板0.5m。排水管路选用两趟，其中一趟工作，一趟备用。排水管在水泵房及管子道内用法兰连接，井筒和地面以焊接为主，局部用法兰连接。为提高矿井灾变能力，设计在中央水泵房预留2台排水泵的位置。（四）供电系统在矿井工业场地的西北侧高地处一座35/10.5kV变电所，其供电电源共两回，一回35kV电源线路引自增子房110kV变电站35kV侧母线，线路长度8.9km，线路导线为LGJ-120型钢芯铝绞线，另一回35kV电源线路引自业家村220kV变电站35kV侧母线，线路长9.7km，线路输电导线选用LGJ-150型钢芯铝绞线，该两回35kV电源一回运行，另一回热备用，任一回路故障或检修时，另一回路可以担负矿井全部负荷。站内设有两台SZ10-20000/35，3532.5%/10.5kV，20000kVA型主变压器，一台运行，一台备用。本站共有三回10kV供电线路入井，其中两回作为井下中央变电所动力供电电源，当任一回电源发生故障时，另一回可满足该变电所的全部负荷用电。另一回作为局扇专供电源。电缆型号均为MYJV42-8.7/10-3240，长度约为1km。中央变电所安装有29台PBG630-10高压开关，以10KV双电源向分区主排水泵、一盘区中部变电所、盘区下山胶带机供电；以10kV电源向8109综采工作面、大巷综掘、顺槽综掘及其风机专用变供电。以660V电源向水泵房低压及附近负荷供电。工作面进风绕道配电点及进风顺槽1-4号矿用隔爆型移动变电站10kV电源均引自中央变电所。（五）通风系统1、通风系统的选择要根据本矿井开采煤层的赋存状况、瓦斯等级、开拓方式、进、回风井的设置、矿井开采范围和设计生产能力等因素综合考虑。根据本井田面积及境界形状，矿井通风系统选用中央并列式通风，以减少矿井初期井巷工程量，尽快形成全矿井通风系统，缩短建井工期。2、采掘工作面及其他地点通风回采工作面通风：本矿井煤层厚度较大，回采工作面通风采用“U型”通风方式，下顺槽进风，上顺槽回风。掘进通风：掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源并能自动切换。井下中央变电所、中央水泵房等，均处于新鲜风流中。扩散通风的硐室均设在进风巷道，且硐室深度不超过6m，硐口宽不小于1.5m。井下爆炸材料发放硐室、胶轮车加油检修硐室及盘区变电所均采用独立通风系统。（六）监测监控系统为了提高元堡矿井的现代化水平，保证矿井安全生产，该矿建立了一套KJ95N型安全生产监测系统，该系统对本矿的主要环境参数和生产环节进行监测及监控。监控中心设在矿办公楼调度室，可实现矿井安全生产的实时监控管理。为矿井安全生产与科学管理提供最优的方案及最准确的数据。一、井田地质情况（一）含煤地层本区石炭二叠系地层总厚，一般为175m左右，其下部的石炭系太原组及二叠系山西组为含煤地层，共含煤7层。山西组地层厚13.8594.36m，平均厚49.79m，含煤2层，编号分别为山3、山4。本组煤层厚度薄，局部分布，为局部可采煤层。山西组地层含煤系数为4.29。太原组地层厚23.3082.41m，平均厚52.62m，含煤5层，其煤层统一编号为8、9、10、11、12煤层，总厚度19.69m，其中9、11煤层为全区稳定可采煤层，10煤层为局部可采煤层。其余煤层均为不可采煤层，工业价值不大。太原组地层含煤系数37.8。（二）地质构造本区位于大同煤田西南部边缘，总体构造为一单斜构造，地层走向近东西向，倾向北，倾角510。1、褶皱构造从二维地震资料看，本区煤系地层发育多个短轴褶皱，这些褶皱较明显表现在9#、11#煤层底板形态上。从9#煤层底板等高线图上可以看出，煤层底板受多个短轴褶皱控制，呈现出较多的波状起伏。但煤层总体形态为向北缓倾的单斜构造，煤层走向为近东西向，在此基础上迭加着小的背向斜。2、断裂构造主要为发育于井田西南的F1逆断层，从二维地震资料看，该断层走向北西南东（122141），倾向南西（212231），倾角40左右，断距约3050m，贯穿井田。该断层切穿了石炭二叠系地层，断层以西区域由于抬升遭受剥蚀，9煤层变薄和缺失。据三维地震勘查范围资料，在拟定的2.7km2先期开采区内，存在DF1、DF2、DF3、DF4、DF5五条规模不等的断层，DF1断层：相对9、11煤层走向305，产状2153043，落差050m，延伸长度970m，向北西方向延出矿区。DF2正断层：位于西北部，错断9、11煤层，相对9、11煤层走向305316，产状2152266568，断层落差020m，区内延伸长度390m；DF3正断层：位于西南部，相对9、11煤层走向82，产状17275，落差012m，区内延伸长度330m；DF4正断层：位于中部，相对9、11煤层走向23，产状11375，落差015m，区内延伸长度210m，控制程度较差；DF5正断层：位于东部，相对9、11煤层走向348，产状25875，落差05m，区内延伸长度140m，控制程度较差。3、陷落柱通过二维地震勘探发现陷落柱一个，位于勘探区西部ZK6钻孔处，分别有D15和DL3线控制。该陷落柱中心坐标x=4410834，Y19631173，平面形态近圆形，陷落范围穿越了9#、11#煤层。其在9#、11#煤层上长轴约130m，短轴约110m。陷落高度相对9#煤层约90m，ZK6钻孔内岩芯破碎。另外在井田南部，JC-1钻孔东北附近发育一个陷落柱。该陷落柱三维地震资料解译为向斜，但从已知见煤点9#煤地板标高分析，解释为陷落柱比较切合实际情况。4、井田岩浆活动井田范围内通过收集以往钻探、物探地质工作成果资料，没有发现岩浆活动痕迹。综合以上条件，矿井地质构造类型属简单类型。（三）主要可采煤层概况山4煤层：位于山西组中下部，赋存区煤层厚04.21m，平均2.54m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩，底板岩性为砂质泥岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩，结构简单，含夹矸02层，煤层赋存不48律，为局部可采的不稳定煤层。9煤层：位于太原组中部，上距山4煤层18.9268.62m，平均48.77m。煤厚4.4920.20m，平均14.33m。顶板岩性为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩及中粗砂岩，底板岩性为泥岩、炭质泥岩、高岭岩及细砂岩，结构复杂，含夹矸24层，夹矸厚度0.20.90m，为赋煤区稳定可采煤层。9#煤层在本区西部缺失，推测为沉积环境在平面上改变所至。从钻孔资料看缺失9#煤层的地段，太原组地层厚度比赋存9#煤的地段薄，赋存9#煤的地段平均厚度77.56m。缺失9#煤层的地段平均厚度45.24m。说明缺失9#煤层的地段由于抬升而遭受剥蚀，致使9#煤层缺失。10煤层，位于太原组中下部，上距9煤层3.0123.3m，平均间距7.52m，厚度1.153.84m，平均1.66m。该煤层区内部分发育，在断层东部均见，结构简单，不含或仅含一层夹矸，为赋煤区稳定可采煤层。11煤层：位于太原组下部，上距10煤层间距5.721.05m，平均8.98m。该煤层分布广泛。煤厚1.965.67m，平均4.17m，东部较厚。顶板岩性为泥岩、炭质泥岩、细砂岩，底板为炭质泥岩、细砂岩。煤层结构简单，含夹矸02层，夹矸厚度0.10.75m，为赋存区稳定可采煤层。（四）煤质特征本区煤层变质类型属区域变质，镜质组最大反射率在0.560.65之间，属变质阶段。根据中国煤炭分类国家标准（GB575186）以Vdaf、G值作主要分类指标，Y值作参考指标划分煤类，全区煤类以长焰煤为主，弱粘煤为辅，兼有少量气煤和不粘煤。主要可采煤层的煤类在平面上分布规律如下。山4赋存区均为长焰煤。9#煤；基本上为长焰煤（CY），仅在ZK1201孔处为不粘煤(BN)，东部的ZK801钻孔为气煤(QM)。10#煤层以长焰煤为主，气煤和弱粘煤零星分布。全区仅ZK403、ZK1102、JC-2为气煤，其余全为长焰煤。11#煤层：以长焰煤(CY)和弱粘煤(RN)为主，不粘煤、气煤零星分布。23个见煤钻孔中16个钻孔为长焰煤，4个钻孔为弱粘煤，1个钻孔为不粘煤，2个钻孔为气煤。长焰煤主要分布在矿区的中北部，成东西向带状分布，弱粘煤分布于长焰煤边部，不粘煤和气煤在矿区西南、东部、南部零星分布。从以上煤层煤类分布看，本区赋存的长焰煤分布面积占各煤层的比例从上到下逐渐缩小，这一规律反映了区域变质作用对本区煤质的影响。总观全区，各主要可采煤层为中灰、高挥发分、中硫分中高硫煤，中热值煤。煤的主要类别为长焰煤，其次为弱粘煤，不粘煤和气煤占少量。二、水文地质概况1、井田含水层井田位于大同向斜西翼中山丘陵区，地形起伏不大。地表大部分为黄土覆盖，岩石露头甚少，仅在沟谷底部有零星出露。井田内各含水层分布与区域含水层相同，根据岩性和含水层特征可分为奥陶系中统马家沟、冶里组碳酸盐岩岩溶裂隙含水层，石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层和第四系孔隙含水层。2、井田隔水层井田各含水层组间存在分布不均、厚度不等的砂质泥岩、泥岩，可起到一定隔水作用。石炭系本溪组，其岩性为灰白色、灰褐色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、鲕状铝质泥岩，底部为一薄铁矿层，厚度8.538.58m，平均22.67m，是较稳定的隔水层。其次是白垩系下部胶结致密的砾岩层，裂隙不发育，隔水性能良好。其次，奥陶系下统马家沟组顶部为厚2530m结构致密的泥灰岩，隔水性能良好。同时，地层上部存在平均厚度33m左右的第三系红粘土，具有良好的隔水性能。3、地表水、地下水动态特征元堡井田内处于中山丘陵区，总体形态北、东、西三面高，中南部低，井田内没有常年性地表水体，大气降水一般沿黄土冲沟排泄，且没有大的汇水沟谷，不易形成较大洪峰，据调查多年暴雨形成的洪峰高度不足0.8m，矿井井口、工业广场均位于相对高的地形上，较低洼泄水沟谷高出70m左右，大气降水形成的洪峰对井口影响较小。浅层孔隙地下水的补给来源主要是大气降水，地下水流向与地形基本一致，由北向南径流，一部分人工开采，一部分蒸发，另一部分向下补给砂岩裂隙含水层。由于松散层底部为第三系红粘土，大气降水向裂隙含水层补给量较少，一部分赋存在表层孔隙中，随植物蒸腾和蒸发作用又回到了大气中，另一部分赋存在沟谷低洼地带的冲洪积形成的沙砾石孔隙中，在重力作用下，向下运移，补给下部的砂岩裂隙含水层。浅层孔隙地下水水位与水量动态随季节变化，水位年变幅1.52.6m，水量变化46m3/d。深部各裂隙含水层在地表露头处接受大气降水及上部孔隙水的补给，地下水流向由北东向南西迳流，一部分赋存在基岩裂隙中，一部分向下补给奥陶系碳酸盐岩溶裂隙水，一部分在煤炭开采过程中，被排出地表，转化为松散层孔隙水以及水蒸气。石炭、二叠、白垩系碎屑岩裂隙含水层地下水水位与水量动态随季节变化较小，水位年变幅0.51.3m，水量变化13m3/d。奥陶系碳酸盐岩溶裂隙含水层，在地表露头处直接接受大气降水，在有上层覆盖区域，接受基岩裂隙水和松散层孔隙水的补给，经过运移，一部分在神头泉域溢出带以泉