竹林山煤矿瓦斯预测毕业论文.doc

河南理工大学本科毕业设计1 引 言煤是我国最主要的能源。目前，煤炭在我国能源一次消费构成中约占70%。而我国是世界上煤与瓦斯突出事故最为严重的国家，截至2004年，我国已有20个省区的矿井发生了突出，仅国有煤矿就有突出矿井250多处，共发生突出近两万次，强度超过千吨的特大型突出就有100多次，超过世界上其它国家煤与瓦斯突出次数的总和。近年来，随着煤矿开采深度的增加，一些低瓦斯矿井或高瓦斯矿井逐步成为突出矿井，突出次数日渐增多，造成的灾害也日益严重。从2000年1月至2004年9月，共发生造成人员伤亡的突出事故184起，死亡598人，占瓦斯事故起数的32.68%，死亡人数的21.18%。瓦斯突出还容易灾变成群死群伤的恶性事故，2004年10月20日，河南省郑州大平煤矿由于瓦斯突出引起的瓦斯爆炸事故，造成148人死亡，40多人受伤。可以看出，煤与瓦斯突出事故是影响煤矿安全的重大隐患。煤层突出危险性预测是保证突出危险煤层安全高效生产的决定性环节。我国对区域预测工作十分重视，从20世纪70年代开始就全面研究突出煤层基本特征。由于缺乏比较成熟的突出危险区域预测技术和装备，绝大多数突出矿井对突出煤层的突出危险区、突出威胁区和非突出危险区，通常都执行统一的防突管理办法，在非突出危险区也投入了大量的人力、物力和财力，使得突出矿井防突措施工程量大、经济负担重、管理复杂，导致生产、管理效益低下，并影响了防突技术管理和防突措施施工质量，降低了防突措施的可靠程度，严重影响了矿井的安全生产。为此，有必要加强研究突出区域预测技术和装备，使突出矿井能直接应用先进的技术在有突出危险煤层中划分出突出危险区。2矿井概况2.1 交通位置竹林山煤炭有限责任公司（以下简称竹林山煤矿）矿井位于山西省阳城县西北25km处，地理坐标为：东经 11215 001121732，北纬353552353752。井田南北长约4.8 km，东西宽约2.73 km，面积14.22km2。 井田南部约1km处芹（池）张（村）县级公路通过，矿井东距晋（城）韩（城）公路约4km，经芹张、晋候公路可直通阳城，再经晋阳高速公路可达晋城市，交通较为便利。交通位置见图21。竹林山煤矿图21 矿井交通位置图2.2 井田地质构造本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；区域构造总体形态为单斜构造，并发育一系列走向北西、近南北或北北东向次级宽缓褶曲构造；主要断裂构造多为走向北东南西的正断层，这些断层两侧常派生一些次级褶曲或断裂构造（图22）。图22 竹林山井田区域地质构造纲要图(1)褶曲白庄箕形向斜和北坡沟背斜是竹林山井田内的两条主要褶曲。白庄箕形向斜此向斜为井田主体构造形态，分布范围涉及井田绝大部分面积，对煤系地层的产状影响较大。西部，地层走向由北西转向近南北，倾向北东，倾角510；南部，地层走向变为近东南向，倾向北，倾角58；东部，地层转为北东向，倾向西北，倾角510。北坡沟背斜分布于井田南部边界（城后腰断层）的北侧，是城后腰断层形成过程中挤压和牵引形成的派生构造，和城后腰断层近于平行，地层产状北翼倾角510，南翼倾角831。(2)断裂城后腰正断层是唯一已知的构成井田南部边界的较大断裂构造。断层走向近东西，倾向南，倾角7475。断距西段269m，东段364m。该断层附近“构造岩”不发育，厚度为02.60m，但由于强烈的积压和拖拉作用，实际上形成平行断层分布宽约20余米的构造破碎带。城后腰断层的旁侧次生有张门南隐伏断层，该断层走向近东西，倾向北，与正断层斜交，倾角65，断距约10m左右，断层延伸长度90100m。2.3 煤层赋存井田内主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，含煤地层总厚134.11m，含煤1116层，煤层总厚度11.25m, 含煤系数8.39。山西组含煤34层，煤层总厚度5.62m，其中3#煤为稳定可采煤层；太原组含煤711层，煤层总厚度5.63m，其中15#煤层为稳定可采煤层。除3#、15#煤层稳定可采外，其余均为局部可采或不可采的不稳定煤层。3#、15#煤层的煤层赋存特征简述如下：3#煤层 煤层厚度3.046.48m，平均4.75m，含夹矸03层，煤层上部夹矸少而薄，下部含夹矸多而厚，厚度0.020.56m，总含矸率为7.03；煤层顶板为泥岩粉砂岩，底板为泥岩或砂质泥岩。原煤灰分（Ad）13.3826.63，平均18.52；原煤水分（Mad）0.852.70，平均1.64；原煤挥发分（Vdaf）7.7113.05，平均9.51。煤质稳定，属高变质程度的无烟煤。15#煤层 煤层厚度2.566.08m，平均3.86m。顶板为K2石灰岩，底板为炭质泥岩或泥岩，煤层结构简单。含夹矸12层，厚度0.040.39m，总含矸率为6.16；原煤灰分（Ad）18.4327.48，平均20.71；原煤水分（Mad）1.322.66，平均1.85；原煤挥发分（Vdaf）8.1911.03，平均9.42。煤质稳定，属高变质程度的无烟煤。目前，竹林山煤矿仅开采山西组3#煤层。2.4 矿井开拓方式竹林山煤矿始建于九十年代，采用主、副斜井方式开采3号煤层（图23），设计生产能力600 kt/a ；2004年通过技术改造，生产能力达到900 kt/a。矿井采用“一井一面”的集约方式进行生产。目前，全矿总计布置一个回采工作面（1317工作面）和二个煤巷掘进工作面（1300轨道巷和1318回风顺槽）。1317回采工作面为轻型综采放顶煤工作面，面长150m，采用走向长臂后退式开采3#煤层，全部冒落法管理顶板。1300轨道巷为综掘掘进工作面。2.5 矿井通风与瓦斯涌出现状矿井采用中央并列抽出式通风，主、副斜井进风，回风立井回风。回风井装备两台BK619型主扇，电机功率为2132kw，一用一备，总风量5400 5630m3/min。图23 竹林山煤矿开拓方式示意图图2425为2004年10月20日11月14日期间的1317回采工作面和矿井总回风的瓦斯涌出量统计曲线，表21为19992004年间矿井瓦斯等级鉴定结果，由此可见，竹林山煤矿属于高瓦斯矿。由于瓦斯涌出量大，矿井已经利用地面永久瓦斯抽放系统，对采掘工作面进行瓦斯抽放。图24 1317回采工作面瓦斯涌出量变化曲线图25 总回风瓦斯涌出量变化曲线矿井瓦斯等级鉴定结果 表21鉴定年度矿井瓦斯涌出量瓦斯等级绝对量（m3/min）相对量（m3/t）19985.7119.58高200115.2322.30高200218.3420.34高200323.617.2高200427.6358.46高3 煤层瓦斯含量分布规律3.1影响煤层瓦斯含量的主要因素煤层瓦斯含量是一定量煤中所含有的瓦斯量，是煤层的基本瓦斯参数。国外大量测定结果表明，煤层原始瓦斯含量不超过2030m/t，仅为成煤过程生成瓦斯量的1/51/10或更少。影响煤层瓦斯含量的主要因素如下：（1）煤层的埋藏深度煤层的埋藏深度增加不仅加大了地应力，使煤层与岩层的透气性变差，而且加大了瓦斯向地表运移的距离，有利于瓦斯的储存。在不受地质构造影响的区域，当深度不大时，煤层的瓦斯含量随深度呈线性增加；当深度很大时瓦斯含量趋于常数。（2）煤层与围岩的透气性煤层与围岩的透气性对煤层瓦斯含量有很大影响，其围岩的透气性越大、煤层瓦斯越易流失、瓦斯含量小；反之，瓦斯易于保存，煤层瓦斯含量越大。通常泥岩、页岩、粉砂岩和致密的灰岩等透气性差，易于形成高压瓦斯，瓦斯含量大；若地层中岩石以中砂岩、粗砂岩、砾岩和裂隙或溶洞发育的灰岩为主时，其透气性好，煤层瓦斯含量小。（3）煤层倾角和露头煤层倾角大时，瓦斯可沿着一些透气性好的地层向上运移和排放，瓦斯含量低；反之，煤层倾角小时，一些透气性差的地层就起到了封存瓦斯的作用，使煤层瓦斯含量升高。煤层露头是瓦斯向地面排放的出口，露头时间越长，瓦斯排放越多；反之，地表无露头时，瓦斯含量越高。（4）地质构造地质构造是影响瓦斯储存的重要条件。煤系地层为沉积地层，各种岩石的透气性有很大差别，在地层与地质构造的共同作用下，可能形成封闭型地质构造或开放型地质构造。封闭型地质构造有利于瓦斯储存，开放型地质构造有利于瓦斯排放。闭合而完整的背斜或穹隆又覆盖有不透气的地层是良好的瓦斯储存构造，其轴部煤层内往往积存高压瓦斯，形成“气顶”。在倾伏背斜轴顶部因张力形成连通地表的裂隙时，瓦斯易于流失，轴部瓦斯含量反而低于翼部；另一种情况下，由于向斜轴部瓦斯补给区域缩小，当轴部裂隙发育，透气性较好时，有利于瓦斯流失，开采至向斜轴部时，相对瓦斯涌出量反而减少。受构造影响形成局部变厚的大煤包时，也会出现瓦斯含量增高的现象。这是因为煤包在构造应力作用下，周围煤层被压薄，上下透气性差的岩层形成对大煤包的封闭条件。断层对瓦斯含量的影响，一方面要看断层的封闭性，另一方面要看与煤层接触的对盘岩层的透气性。开放性断层不论是否与地表直接相通，都会引起附近煤层瓦斯含量的降低；封闭性断层（压性，压扭性、不导水性）与煤层接触的对盘岩层透气性差时，可以阻止瓦斯的排放，可能形成高瓦斯区域。（5）煤的吸附性煤是天然的吸附体，其煤化程度越高，储存瓦斯的能力越强，在其他条件相同时，煤的变质程度越高，煤层瓦斯含量就越大。在同一煤田，煤吸附瓦斯的能力随煤的变质程度的提高而增大，故在同一瓦斯压力和温度条件下，变质程度高的煤层往往能保存更多的瓦斯。但由无烟煤向超级无烟煤过渡时，煤的吸附能力急剧减小，煤层瓦斯含量也大大减少。（6）煤层的地质史成煤有机物沉积以后直到现今经历了漫长的地质时代。其间地层多次下降或上升，覆盖层加厚或受剥蚀，陆相与海相交替变化，遭受地质构造运动破坏等，这些地质过程的不同使瓦斯流失排放的过程也不同，对现今的煤层瓦斯含量有巨大影响。从沉积环境看，海陆交替相含煤系，往往岩性与岩相在横向上比较稳定，沉积物粒度细，煤系地层的透气性差，这种煤层的瓦斯含量可能很高；陆相沉积与此相反，煤层瓦斯含量一般较低。（7）水文地质条件煤层和岩层的水文地质条件是影响瓦斯排放的另一个主要因素。地下水活跃的地区通常瓦斯含量小，这是因为：一方面这些地区的天然裂隙比较发育，煤，岩层有较好的透气性，瓦斯易于排放；另一方面地下水的长期活动可以带走相当数量的溶解瓦斯。3.2 瓦斯含量测定（1）煤层瓦斯含量测定方法分类煤层瓦斯含量是煤层瓦斯主要参数之一，它是矿井进行瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出预测的重要依据参数之一。煤层瓦斯含量测定方法根据应用范围分为地质勘探钻孔中应用的方法和煤矿井下应用的方法两大类；根据方法本身的特点，又可分为直接方法和间接方法。3.2.1 直接法利用特殊采样工具在地质勘探钻孔中取样测定煤层瓦斯含量的方法称为直接法。它可以分为密闭式岩芯采取器和集气式岩芯采取器测定法。实践证明：密闭式岩芯采取器测定法得出的含量结果能比较好地反映客观实际，但是其结构复杂，一些零部件易于损坏，试验成功率低，在广泛推广应用中受到一定限制。为了克服上述不足，抚顺分院在50年代试制成功了集气式岩芯采取器，主要不同之处是在煤芯接受器上部安装带阀门的集气室，用来收集钻进和提升过程中煤芯泻出的瓦斯。由于它的结构比较简单，在使用和维护上较密闭式采取器容易，所以六十年代后它在生产中得到推广应用。直接法的优点是瓦斯量是直接测定的，避免了间接法测定许多参数时的测定误差；缺点是在试样采取过程中难免有部分瓦斯逸散，需要建立补偿瓦斯损失量的方法。 图3-1 瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图1量管 2吸气球 3温度计 4水槽 5螺旋夹 6弹簧夹 7排水管 8排气胶管 9胸骨穿刺针头 10密封罐 11压紧螺帽严格来讲，解吸法也属于直接法的一种。该方法利用煤样瓦斯解吸规律来计算采样过程中瓦斯损失量，并结合煤样残存瓦斯量的实验室测定来确定煤层瓦斯含量。 煤层瓦斯含量井下钻屑解吸法测定原理是：井下实测采集煤样的瓦斯解吸量，根据煤样的井下瓦斯解吸规律推算煤样采集过程中的损失瓦斯量，然后测定煤样的残存瓦斯量，最后根据煤样的损失瓦斯量、瓦斯解吸量、残存瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。测定步骤如下：在新暴露的工作面煤壁，用煤电钻垂直煤壁打一个42mm、深10m的钻孔，当钻至9m时开始取样，记录采样开始时间t1；将采集的煤样装罐并记录装罐后开始解吸测定的时间t2，用FHJ-2型瓦斯解吸速度测定仪（图3-1）测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量Voi，瓦斯解吸速度测定一般为2个小时，测定停止后拧紧煤样罐送实验室测定煤样残存瓦斯量。损失量计算将不同解吸时间下测得数据按下式换算成标准状态下的体积Voi： （31）式中 Voi换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；Vi不同时间解吸瓦斯测定值，ml；Po大气压力，Pa；hw量管内水柱高度，mm；Pshw下饱和水蒸汽压力，Pa； 图3-2 瓦斯损失量计算曲线图tw量管内水温，。设煤样解吸测定前的暴露时间为t0（t0=t2-t1），不同时间t下测得的Voi值所对应的解吸时间为t0+t；将测点(t0+t)0.5,Voi绘在坐标纸上，将直线延长与纵坐标轴相交，截距即为瓦斯损失量，如图3-2所示。将解吸测定后的煤样送实验室测定煤样中的残存瓦斯量、水分、灰分和煤样重量。求算煤样的瓦斯含量：X=（Vo+V1+V2）/Go （32）式中 Vo换算成标准状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量，ml； V1换算成标准状态下的煤样取样过程损失瓦斯量，ml； V2换算成标准状态下的煤样残存瓦斯量，ml； Go煤样可燃质重量，g； X煤样瓦斯含量，ml/g。3.2.2 间接法间接法比较复杂，它是先在井下实测或根据赋存规律推算煤层瓦斯压力，并在试验室测定煤的孔隙率、吸附等温线和煤的工业分析，然后再计算煤层瓦斯含量的一种方法。该法的优点是煤样不须密封，采样方法简单，且如果已知煤层各个不同区域的瓦斯压力，则可根据吸附等温线推算各个不同区域的煤层瓦斯含量；该法的缺点是需要在井下实测煤层瓦斯压力。由于一般较容易测得瓦斯压力，故此法在井下应用较广泛。但在地质勘探钻孔中，因测定煤层瓦斯压力工作较为复杂而未能广泛推广应用。3.3 煤层瓦斯含量测定采用井下钻屑解吸法分别在1304回采工作面、1317回风顺槽及1317回采工作面、1318回风顺槽对3#煤层瓦斯含量进行了实测，瓦斯含量实测结果如表3-1示。竹林山煤矿3#煤层瓦斯含量测定结果 表3-1测点测定地点采样深度（m）试样中气体组分（%）瓦斯含量（m3/t.r）CH4CO2N21竹林山1316回风顺槽30593.470.036.5010.412竹林山1316运输顺槽29494.320.345.349.963竹林山1317回风顺槽28795.710.004.298.874竹林山1317回采*29093.460.216.334.565竹林山1318回风顺槽*34591.890.018.104.87注：1317工作面受抽放影响、1318回风顺槽暴露时间长，测值偏低，不能利用。3.4 煤层瓦斯含量分布规律该井田的地质构造简单，仅井田边界存在一断层，该断层对井田内远离其的瓦斯含量影响较小。按煤层瓦斯含量分布的一般规律，煤层埋藏深度是控制甲烷含量变化的主导因素，即：自瓦斯风化带以下，瓦斯含量总体上与煤层埋藏深度呈直线正相关关系。同时考虑到竹林山煤矿与武甲煤矿、小西沟煤矿、油坊头煤矿毗邻，瓦斯地质条件相似，因此，可以结合武甲煤矿、小西沟煤矿、油坊头煤矿、南坪煤矿和沟沟联办煤矿等邻近矿井瓦斯含量测值（表32），分析竹林山煤矿3#煤层瓦斯含量规律。图33 竹林山煤矿邻近矿井分布图毗邻矿井3#煤层瓦斯含量测定结果 表3-2序号测定地点采样深度（m）试样中气体组分（）瓦斯含量（m3/t.r）CH4CO2N21武甲煤矿检查孔37597.032.850.1216.872小西沟水文检查孔29191.520.008.4810.873沟沟联办3013掘进面26093.780.345.8811.234沟沟联办3013回采面28796.660.003.3411.385沟沟联办3011回采面27593.270.166.5712.486沟沟联办3011回采面28595.320.004.6812.717沟沟联办3000回风巷23090.020.009.989.268油坊头煤矿3400运巷30096.320.003.6812.039南坪坑口3102掘进26096.400.003.6010.82图34为包括竹林山煤矿、武甲煤矿、小西沟煤矿、油坊头煤矿、南坪煤矿和沟沟联办煤矿在内的3煤层瓦斯含量实测值分布散点图，由图可以看出3煤层瓦斯含量具有随埋深加大而增加的变化趋势。经回归分析，瓦斯含量与埋深之间具有如下良好的统计规律（相关系数r0.7461）： W0.0448H1.4621 （33）式中 W煤层瓦斯含量，m3/t.r； H煤层埋藏深度，m。图34 3#煤层瓦斯含量与埋深关系散点图3.5 煤层瓦斯含量分布预测图根据埋藏深度和瓦斯含量之间的统计规律，绘制了竹林山煤矿3#煤层瓦斯含量分布预测图，如图35所示。图35 竹林山煤矿3煤层瓦斯含量预测图4瓦斯突出危险性区域预测煤与瓦斯突出（简称瓦斯突出，下同）是地应力、瓦斯压力和煤层物理力学特性共同作用形成的复杂动力现象，根据煤层地应力、瓦斯压力和煤层物理力学特性等指标可以实现瓦斯突出危险性区域预测。区域预测的目的是确定煤层中的突出危险区域，使防突工作有的放矢，减少措施的盲目性，提高突出矿井的安全可靠性和经济效益。 4.1 预测方法区域预测亦称长期预测，其任务是确定井田、煤层和煤层区域的突出危险性，即预测上述区域的煤层是否具有发生突出的必要条件，有无发生突出的可能性。区域预测的最终结果是将煤层划分为突出煤层或非突出煤层，将煤层区域划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。防治煤与瓦斯突出细则（简称防突细则，下同）规定，煤层瓦斯突出危险性区域预测可以采用单项指标法、瓦斯地质统计法或综合指标法来进行。 4.1.1 单项指标法区域预测煤层突出危险性的单项指标包括煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标（P）、煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（P）。上述各突出危险预测指标的临界值应根据矿井实测资料确定，若无实测资料，细则给出了参考临界值，见表4-1。需要特别强调的是，只有全部单项指标达到或超过表4-1中临界值时，方可将其预测为突出危险煤层（危险区域）。新井建设时期，应由施工单位测定煤层瓦斯压力p、瓦斯放散初速度P、煤的坚固性系数f ,并根据揭穿煤层情况重新验证煤层的突出危险性。预测煤层突出危险性单项指标法临界值 表4-1 煤层突出危险性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突出危险、100.50.744.1.2 瓦斯地质统计法瓦斯地质统计法的实质是根据已开采区域突出点分布与地质构造的关系，结合未开采区域的地质构造条件将未开采区域划分出突出危险区域和突出威胁区域。方法的关键点在于要求确切掌握已开采区域突出点分布和煤层赋存、地质构造条件的关系。应用瓦斯地质统计法有如下三个技术要点：在上水平发生过突出的区域，下水平的垂直对应区域应预测为突出危险区。根据上水平突出点分布与构造的关系，确定突出点距离构造两侧的最远距离线，并结合地质部门提供的下水平或下部采区的构造分布，按照上水平构造线两侧的最远距离线推测下水平或下部采区的突出危险区（如图4-1）。未划定的其它区域为突出威胁区。图4-1 用瓦斯地质统计法向下推测下水平或下部采区突出危险区示意图需要指出的是，不同矿区控制突出的构造因素是不同的，一些矿区突出主要发生在断层附近，突出明显受断层尤其是压扭性逆断层控制；而另一些矿区，突出的发生主要受褶曲或煤层厚度变化控制，尤其是受软分层控制。在具体划分时，应根据已采区域主要控制突出的地质构造因素来预测未采区域的突出威胁。4.1.3 综合指标法采用综合指标法对煤层进行区域预测时，需要进行如下测试工作:向突出煤层至少打两个测压钻孔，测定煤层原始瓦斯压力P；测压钻孔施工过程中，每米采取一个煤样，测定煤的坚固性系数f；将两测压孔所测的坚固性系数最小值平均,作为煤层平均坚固性系数；将坚固性系数最小值的两个煤样混合，测定煤的瓦斯放散初速度P。4.1.4 预测方法选择 鉴于竹林山煤矿投产以来未发生过瓦斯突出，不具备应用瓦斯地质统计法的条件。考虑到综合指标法较全面地考虑了地应力、瓦斯压力和煤层物理力学特性对瓦斯突出的综合效应，因此，选用综合指标法对3#煤层进行瓦斯突出危险性区域预测。综合指标法预测煤层瓦斯突出危险性的计算公式如下：D=（0.0075H/f-3）(P-0.74) （41）K=P/f （42）式中 D煤层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，m；P煤层瓦斯压力，MPa，取被预测区域的瓦斯压力最大值； P软分层煤的瓦斯放散初速度指标； f软煤分层的平均坚固性系数。综合指标D、K预测煤层突出危险性的临界值应根据本矿区实测资料确定；无实测资料时，可采用防治煤与瓦斯突出细则给定的参考临界值（表4-2）确定区域突出危险性。当D、K同时大于或等于临界值时，预测为突出危险区；其余情况下，预测为无突出危险区。需要说明的是在计算D值时，当D值两括号内计算结果全为负值时，则不论D值大小，都为突出威胁区域。采用综合指标进行区域预测时，应按表4-3记录预测结果。综合指标D、K预测煤层区域突出危险性的临界值 表42煤层突出危险性综合指标D煤的突出危险性综合指标K无烟煤其它煤种0.252015综合指标预测区域突出危险性报告表 表4-3煤层 水平石门距地表垂深 （m）煤层瓦斯压力测定钻孔编号钻孔直径（mm）孔长（m）钻孔倾角（）瓦斯压力变化曲线岩孔煤孔合计封孔长度 （m）封孔日期 （年/月/日）安装压力表日期（年、月、日）最大瓦斯压力 （MPa）煤的坚固性系数f煤的瓦斯放散初速度P煤突出危险性综合指标D突出危险性综合指标K突出危险性评价矿总工程师：通风科区长：地测科长：预测人：4.2 预测参数测定区域预测所需参数是在1317工作面和1318回风顺槽测定获得的。4.2.1 煤破坏类型防突细则将煤破坏类型分为、类（表44）。类和类煤属于非突出煤层；当煤层含有或全部为类、类、类时，才有可能发生煤与瓦斯突出。煤破坏类型需要通过井下目测、手捏等手段来观察。煤破坏类型的判断一般根据以下几个方面进行：光泽，构造与构造特征，节理性质，节理面性质，断口性质和强度。煤的破坏类型分类表 表44破坏类型光泽构造与特征节理性质节里面性质断口性质强度类(非破坏煤)亮与半亮层状构造、块状构造，条带清晰明显一组或二三组节理，节理系统发达，有次序有充填物（方解石）次生面少，节理、劈理面平整差阶状，贝壳状，波浪状坚硬，用手难以掰开类(破坏煤)亮与半亮1.尚未失去层状，较有次序2.条带明显有时扭曲，有错动3.不规则块状，多棱角4.有挤压特征次生节理面多、且不规则，与原生节理呈网状节理节理面有擦纹、滑皮,节理平整，易掰开参差多角用手极易剥成小块中等硬度类(强烈破坏)半亮与半暗1.弯曲呈透镜体构造2.小片状构造3.细小碎块，层理较紊乱无次序节理不清，系统不发达，次生节理密度大有大量的擦痕参差及粒状用手捻之成粉末，硬度低类(粉碎煤)暗淡粒状或小颗粒胶结而成形似天然煤团节理失去意义，成粘块状粒状用手捻之成粉末，偶尔较硬类(全粉煤)暗淡1.土状构造似土质煤2.如断层泥状土状可捻成粉末，疏松从1317回采面回风巷、1318回风顺槽揭露情况来看， 3#煤层含有两层构造软煤，一层位于煤层底部，发育稳定，厚度0.020.06m；另一层位于距煤层底板0.5m处的夹矸下面，厚度0.020.04m，但分布不稳定；除此之外，其余全部为硬煤。硬煤光泽明亮、节理和次生节理发育，节理面有擦痕，断口呈参差多角状、煤质坚硬很难用手掰断，属于类破坏煤。两层构造软煤颜色暗淡，层理较紊乱无次序，节理不清，呈现粉碎煤或全粉煤的特性，属于类破坏煤。4.2.2 瓦斯放散初速度和煤坚固性系数瓦斯放散初速度（P）表征的是含瓦斯煤层暴露时放散瓦斯快慢程度，需要在实验室用专门仪器测定；坚固性系数（f）表征的是煤的破碎功大小，与煤的物理力学性质（主要是强度、硬度、脆性）有关，需要用落锤法测定。测定所用煤样需要在现场采取，当煤层存在构造软煤时，要求采集的煤样必须为软煤煤样。当瓦斯放散初速度P10且坚固性系数f 0.5时，煤层才具有发生瓦斯突出得可能性。1317回采面、1318回风顺槽构造软煤所测得的坚固性系数和瓦斯放散初速度测定结果如表45。坚固性系数和瓦斯放散初速度实测结果 表45测定地点坚固性系数（f）瓦斯放散初速度（P）1317回采面（距运输顺槽70m）0.70281317回采面（距回风顺槽80m）0.34361317回风顺槽（距大巷50m）0.25341317回风顺槽（距大巷100m）0.28361317回风顺槽（距大巷300m）0.26321317回风顺槽（距大巷400m）0.45281317回风顺槽（距大巷650m）0.99261318回风顺槽（距大巷10m）0.65244.2.3 煤层瓦斯压力由于竹林山煤矿不具备瓦斯压力测定条件，未能实测煤层瓦斯压力。现根据煤层瓦斯含量，用朗格缪尔方程反演瓦斯压力，反演公式如下： （43）式中 X1吨煤瓦斯含量，m3/t，它与吨可燃值瓦斯含量之间具有如下关系：X吨可燃值瓦斯含量，m3/t.r；P煤层瓦斯压力，MPa；a吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t；b吸附常数， MPa1；ts试验室作吸附试验的温度，ts30；t 井下煤体温度，取t23；Mad煤中水分含量，%；Af煤中灰分含量，%；n 系数，按下式确定： K煤的孔隙容积，m3/t； k甲烷的压缩系数。竹林山井田3煤层瓦斯压力反演结果如表46示。竹林山煤矿3煤层瓦斯压力反演结果 表46煤层瓦斯含量瓦斯压力反演值（MPa）m3/t.rm3/t65.120.2075.970.2586.820.3097.680.35108.530.41119.380.471210.240.531311.090.601411.940.681512.790.761613.650.851714.500.95备注：吸附常数a=36.76m3/t.r ，b=0.995MPa1；水分Mad0.8 %；灰分Af13.91%；煤的孔隙容积K0.07m3/t。4.3区域预测结果按照3煤层瓦斯含量分布，将井田细划为二个区域：区域1，瓦斯含量15m3/t.r；区域2，瓦斯含量15 m3/t.r且16 m3/t.r；区域3，瓦斯含量16m3/t.r；根据瓦斯突出危险区域预测综合指标法，按如下的方法进行预测参数取值，计算得到的3#煤层三个未采子区域综合预测指标D、K值如表47示：煤的坚固性系数取实测最小值（表45），即f0.25；瓦斯放散初速度取实测最大值（表45），即P36；瓦斯压力按表46中对应子区域瓦斯压力反演值；埋藏深度取对应区域埋深。3#煤层瓦斯突出危险性区域预测结果 表47预测区域埋藏深度H（m）Pf瓦斯压力P（MPa）瓦斯突出综合预测指标预测结论DK区域1160360360.250.190.76-0.990.16144无突出危险性区域1360370360.250.760.850.160.89144突出威胁区域2370415360.250.890.960.892.08144突出危险由此得出如下预测结论：(1)3#煤层瓦斯含量小于15m3/t.r的区域（埋藏深度160360），瓦斯突出综合预测指标未同时超过预测临界值，表明煤层没有发生瓦斯突出的危险性，属于非突出区。(2)3#煤层瓦斯含量15 m3/t.r且16 m3/t.r的区域（埋藏深度360370m），瓦斯突出综合预测指标D值从0.16变化到0.89。尽管该区域煤层埋深增加仅10m，但由于综合预测指标D值处于不超标到超标这一过渡区，因此，预测该区域为突出威胁区。在实际生产中，建议将该区域当作瓦斯突出危险区对待。(3)3#煤层瓦斯含量16 m3/t.r的区域（埋藏深度370415m），瓦斯突出综合预测指标同时超过预测临界值，表明煤层具有发生瓦斯突出的危险性，属于突出危险区。(4)断层影响带最容易发生瓦斯突出。强烈建议竹林山煤矿在生产过程，特别是煤巷掘进过程中，应严格采取地质构造超前探测措施，当采掘工作面前方存在断层时，即便是处于非突出区，也应提前采取相应的防突措施；(5)在突出威胁区和突出危险区进行采掘作业时，必须严格执行“四位一体”的防突措施；(6)在无突出危险区进行采掘作业时，可以不采取“四位一体”的防突措施。为便于生产应用，绘制了竹林山煤矿3#煤层瓦斯地质图，如图42示。图42 竹林山煤矿3#煤层瓦斯地质图5防治煤与瓦斯突出技术措施煤矿安全规程第188条和防治煤与瓦斯突出细则第25条同时规定：在突出危险区内进行采掘作业时，必须采取“四位一体”的综合防突措施。“四位一体”的综合防突措施包括四个环节：采掘工作面作业前的瓦斯突出危险性预测（点预测）、防治突出措施（也称消突措施）、防突措施效果检验和安全防护措施。上述“四位一体”综合措施，把煤矿防突技术明确地归结为四个方面，符合当前对突出的理论认识水平和防突技术发展现状，对我国防突工作起指导作用。“四位一体”防突综合措施的执行，首先经突出区域预测，把煤层划分为突出危险和非突出煤层，再通过区域预测把突出危险煤层划分为突出危险、威胁区和无突出危险区，最后通过工作面突出危险性预测把工作面划分为突出危险和无突出危险工作面。只有在预测为突出危险的工作面才采用防治突出措施，且在措施执行后进行防突效果检验。在突出煤层的突出威胁区，仅采用安全防护措施，但应根据煤层的突出危险程度，采掘工作面每推进30100m，应用工作面突出危险性预测方法连续进行不少于两次的验证性预测，其中任何一次验证为有突出危险时，该区域即改划为突出危险区。执行“四位一体”的防突综合措施有以下优点：（1）使防突措施更加有的放矢。仅仅在突出煤层突出危险区中的突出危险工作面，才采取防突措施，克服了防突措施应用的盲目性，在预测无突出危险的工作面，用工作面预测来代替防突措施，这将大大缩小突出煤层开采时防突措施的使用范围，从而使突出煤层采掘速度提高。（2）提高措施的防突有效性。在防突措施执行后，要进行措施效果检验，检验结果如无效，则采取补充防突措施，直至有效为止，这就大大提高了防突措施的可靠性。（3）提高突出矿井的经济效益。由于在突出威胁区不采用防突措施，在无突出危险工作面用较简单易行的工作面突出危险性预测代替了大量消耗人力、财力的局部防突措施，这就节省了大量的防突措施费用。采用防突综合措施可提高突出煤层采掘速度，提高煤产量，能显著提高突出矿井的经济效益。按照煤矿安全规程和防突细则的要求，并结合我国其它矿区治理瓦斯突出的成功经验，制定如下的突出危险区(包括突出威胁区)采掘工作面防突技术措施。5.1 采掘工作面瓦斯突出预测技术5.1.1 煤巷掘进工作面瓦斯突出危险性预测在突出危险区中掘进煤巷时，可采用钻孔瓦斯涌出初速度法或钻屑指标法预测煤巷工作面的突出危险性。各方法的预测步骤和判断突出危险性的准则分述如下。图51钻孔瓦斯涌出初速度法钻孔布置图1煤层巷道 2钻孔 3封孔器 4瓦斯排出管 5测量室(1)钻孔瓦斯涌出初速度法 采用钻孔瓦斯涌出初速度法进行突出预测时，应按下列步骤进行。 在掘进工作面的软分层中，靠近巷道两帮，各打一个平行于巷道掘进方向，直径42mm，深3.5m的预测钻孔（图51）；用JN1型胶囊封孔器封孔（图52），封孔后测量室长度为0.5m ；用ZLD-1钻孔多级流量计（图53a）测定钻孔瓦斯涌出初速度（q），测定过程必须在2min内完成，测定数据填入表51。 图52 JR1型胶囊封孔器 (a) ZLD1钻孔多级流量计 (b)MD2钻屑瓦斯解吸仪图53 多级流量计和钻屑瓦斯解吸仪 钻孔瓦斯涌出初速度qm法预测结果记录表 表5-1测定日期工作面距主要 道位置（m）测定钻孔编号瓦斯涌出初速度qm （l/min)预测结论测定人员防突机构负责人 预测过程中，一旦出现下列任一情况，工作面应预测为突出危险工作面，否则预测为无突出危险工作面： qm超过临界指标值（表52）； 煤层构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等； 煤层赋存条件急剧变化的区域； 出现喷孔、卡钻、顶钻等动力现象； 其它明显的突出预兆，如响煤炮、片帮、煤壁出汗、瓦斯忽大忽小等。当预测为无突出危险工作面，每循环应留有2m预测超前距，采用安全防护措施进行掘进作业。判断突出危险性的钻孔瓦斯涌出初速度临界值（qm） 表52煤的挥发分Vdaf(%)5151520203030qm（l/min）5.04.54.04.5 (2)钻屑指标法 采用钻屑指标法预测进行突出预测时，应按下列步骤进行: 在工作面断面软分层中水平布置 3 个直径 42mm 、孔深8 10m 的预测钻孔（图54），1 个钻孔位于工作面中部，平行于巷道掘进方向，另 2 个钻孔分别布置在两侧巷帮，开孔距巷帮 0.5m ，终孔控制巷道轮廓线外 24m ，与巷道夹角 15，无软分层时，钻孔布置在工作面中央；巷道预测钻孔2-4m图54 煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意图 钻孔每打 1m，收集并用弹簧秤测定一次钻屑量（S），每隔 2m 用MD-2 型钻屑瓦斯解吸仪（图53b）测定一次钻屑解吸指标h2 或用k1值测定仪测一次k1值； 确定钻孔最大钻屑量Sm和钻屑解吸指标h2m或k1值，并填写预测预报单。 预测过程中，一旦出现下列任一情况，工作面应预测为突出危险工作面，否则预测为无突出危险工作面： Sm和h2m或k1值超过临界指标值（表53）； 煤层构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等； 煤层赋存条件急剧变化的区域； 出现喷孔、卡钻、顶钻等动力现象； 其它明显的突出预兆，如响煤炮、片帮、煤壁出汗、瓦斯忽大忽小等。 当预测为无突出危险工作面，每循环应留有2m预测超前距，采用安全防护措施进行掘进作业。钻屑解吸指标预测工作面突出危险临界值 表5-3h2（Pa）最大钻屑量k1危险性Kg/mL/mml/(g.min1/2)20065.40.5突出危险工作面20065.40.5无突出危险工作面5.1.2 采煤工作面瓦斯突出危险性预测采用钻孔瓦斯涌出初速度法进行预测。预测时，要求沿采煤工作面每隔1015m打一直径42mm、深度不小于3.5m的预测钻孔。测定步骤和判断突出危险性的临界值与第4.1.1节相同。当工作面预测有突出危险时，必须采取防突措施；当工作面预测无突出危险时，每预测循环应留2m预测超前距。5.2采掘工作面防突措施 5.2.1 煤巷掘进工作面防突措施防突细则要求：当工作面预测有突出危险时，应采用超前钻孔、松动爆破、前探支架、水力冲孔或其它经试验证实有效的防突措施。在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其它防突措施，在工作面前方形成5m执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工，确保执行措施的安全。结合地方煤矿的实际情况，建议竹林山煤矿在突出危险区开采时采用边掘边抽配合超前排放钻孔措施作为防治煤巷掘进工作面瓦斯突出措施，如图55示。竹林山煤矿突出危险性预测（效果检验）预报单巷道名： 位置： 时间：_ 测定性质预测 效果检验煤层情况地质构造情况防突措施情况钻孔布置图其它钻孔编号钻孔深度测定指标钻孔编号钻孔深度测定指标h2（Pa）S（Kg/m）备注h2（Pa）S（Kg/m）备注124681022468103246810突出危险性结论签字： 年 月 日总工程师批示签字： 年 月 日预测人员： 部门负责人： 安检科：边掘边抽钻孔超前排放钻孔1300轨道巷1300回风巷钻场边掘边抽钻孔1300皮带巷a)大巷掘进边掘边抽布孔方式超前排放钻孔工作面顺槽边掘边抽钻孔钻场b)工作面顺槽掘进边掘边抽布孔方式图55 煤巷掘进工作面边掘边抽钻孔配合超前排放钻孔平面布置示意图布置超前排放钻孔应遵循以下原则：（1）超前排放钻孔直径为75mm或89mm，地址条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔；钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m；若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；（2）超前排放钻孔应尽量布置在煤层的软分层中，如果条件不允许时，钻孔必须上穿或下穿钻透软煤分层；（3）超前排放钻孔的控制范围，应控制到巷道断面轮廓