竹林山3煤层矿井瓦斯涌出量预测

1、竹林山竹林山 3 煤层矿井瓦斯涌出量预测 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

2、失，本 文在分析研究了几种瓦斯涌出量预测方法的基础上，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 zhulinshan abstract:abstract: gas is associated w

3、hen carbo appeared.it results from coal seam 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

4、production.meantime,gas is also clean source.rational exploitation and use gas may bring benefit to man the 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 a

5、nd workplace.it is indispensable foundation parameter 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

6、 predict gas emission.and the text used sorts 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

7、workings 、heading face、working district and pit airs gas emission. this text used basic data that is forecasted from zhulinshan coal .it studyed coal- mine gas emission precisely. keywordskeywords：the content of coal seam gas emission divide the source and predict the law 目目 录录 1 引言 .1 1.1 国外研究现状.1

8、1.2 国内研究现状.2 2 矿井瓦斯涌出量预测方法 .5 2.1 矿山统计法.5 2.1.1 矿山统计预测法的工作步骤及计算方法 .5 2.1.2 采用矿山统计法预测需要注意的几个问题 .7 2.2 分源预测法.8 2.2.1 分源预测法所需的原始资料 .9 2.2.2 掘进工作面瓦斯涌出量计算 .9 2.2.3 回采工作面瓦斯涌出量计算 .10 2.2.4 生产采空区瓦斯涌出量计算 .13 2.2.5 生产采区瓦斯涌出量计算 .13 2.2.6 已采采空区瓦斯涌出量计算 .13 2.2.7 矿井瓦斯涌出量计算 .14 3 矿井概况 .15 3.1 地形、地貌及水系.15 3.2 地质特征.

9、16 3.2.1 地层及地质构造 .16 3.2.2 地质构造 .17 3.2.3 煤层及煤质 .18 3.3 井田储量.19 3.4 矿井生产能力及服务年限.20 3.5 井田开拓方式和水平划分.20 3.6 矿井通风方式及瓦斯涌出情况.21 4 3煤层瓦斯含量规律分析.22 4.1 影响煤层瓦斯含量的主要因素.22 4.1.1 煤层的埋藏深度 .22 4.1.2 煤层与围岩的透气性 .23 4.1.3 煤层倾角和露头 .23 4.1.4 地质构造 .23 4.1.5 煤的吸附特性 .24 4.1.6 地层的地质史 .24 4.1.7 水文地质条件 .24 4.2 煤层瓦斯含量测定方法.24

10、 4.2.1 瓦斯含量直接测定法 .25 4.2.2 煤层瓦斯含量间接测定法 .28 5 预测方法的选择 .31 5.1 方法选择.31 5.1.1 矿山统计法 .31 5.1.2 分源预测法 .31 5.2 分源预测法预测矿井瓦斯涌出量.32 5.2.1 瓦斯涌出量预测条件 .32 5.2.2 瓦斯涌出量预测结果 .33 6 结 论 .35 致 谢 .36 参考文献 .37 附录 a 英文原文节选 .38 附录 b 英文译文节选.50 1 1 引引 言言 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

11、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。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

12、、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、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

13、资造成的经济损失。 1.11.1 国外研究现状国外研究现状 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

14、.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

15、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，相对瓦斯涌出量 10m3/t 或绝对瓦斯涌出量 40m3/min

16、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。 1.21.2 国内研究现状国内研究现状 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

17、、华北的西部与南部、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 2

18、0世纪50年代 在国内首次研制了1883密闭式岩芯采取器，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

19、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

20、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

21、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

22、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 2 矿井瓦斯涌出量预测方法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： 2.12.1 矿山统计法矿山统计法 矿山统

23、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，

24、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。 1 1 n ii i c n i i nh a h a 1 14.4 n ii i qc q a n 3）推算深部水平的瓦斯涌出量 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 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

25、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) h a 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

26、、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。 21 21 n hh a qq 20 1 2 n hh a q 图图 2-12-1 淮南谢二矿淮南谢二矿 q 与与 h 的关系的关系 图图 2-22-2 鹤壁四矿相对瓦斯涌出量随采深变化的关系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(

27、)增大，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) 11 2 2 11 nn iii ii nn ii ii nq hnh a nqq d qc he 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(2

28、8)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 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。 2.22.2 分源预测法分源预测法 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、

29、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，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

30、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。 图图 2-32-3 矿井瓦斯涌出的源、汇关系矿井瓦斯涌出的源、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

31、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； 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

32、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 1 100(2 1) l qnm vq v 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

33、运至地表煤的残存瓦斯含量， m3/t。可按表21取值； 表表2-12-1 运至地表煤的残存瓦斯含量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-1 96644332222 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

34、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， 0 2 11230 () c m qk k kww m 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) 2lh l 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，k3按下式确定： k3 （214） 式中 l回采工

35、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。 表表 2-22-2 巷道预排瓦斯带宽度巷道预排瓦斯带宽度 h 2）厚煤层分层开采时，瓦斯涌出量为： q2-1kkkk（wwc） (215) 不同煤种巷道预排瓦斯带宽度 h（m）巷道煤壁暴露 时间 t（d）无烟煤瘦煤及焦煤肥煤、气煤及长焰煤 25 50 100 150 200 250 300 6.5 7.4 9.0 10.5 11.0 12.0 13.0 9.0 10.

36、5 12.4 14.2 15.4 16.9 18.0 11.5 13.0 16.0 18.0 19.7 21.5 23.0 h 值亦可采用下式计算： 低变质煤：h0.808t0.55；高变质煤：h（13.850.0183t）/(1+0.0183t)。 22 2 lhb lh 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。 表表2-32-3 分层开采时瓦斯涌出系数分层开采时瓦斯涌出系数 分二层开采分三层开采 k1 k2k1 k2 k3 1.504 0.4961.820 0.692 0.488 2.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：

37、（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 =257.01-53.48lnh ；k下 =157.6240.19lnh(h为邻近层至开采 层的垂直距离，m)； n上、下邻近层数； m开采层采高，m； 2 20 1 () n i ic i m qk ww m 排放率 邻近层瓦斯排放率 至开采层距离 至开采层距离 图图 2-4a 国外测定国外测定 曲线 图图 2-4b 国内测定国内测定 曲线 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

38、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。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

39、.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， k1.201.35；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

40、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。 3210 11 (1440)/ nn iiii ii qkq aqa 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；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

41、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。 30 1 0 1 n ii i n i i kq a q a 3 3 矿井概况矿井概况 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。 图图 3-13-1 竹林山位置图竹林山位置图 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- 韩城公路 4km，经芹张、晋韩公路可直通阳城、晋城、沁水、侯

42、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。 3.13.1 地形、地貌及水系地形、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1125m，相对高差

43、 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。 3.23.2 地质特征地质特征 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

44、，厚 37.55m；下段 由浅灰色质灰岩、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

45、 10m 左右； 第二段（c3b2）：由 k2灰岩至灰岩底，岩性有中厚层状石灰岩、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

46、 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

47、、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，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

48、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，倾向东， 倾角 510，井田南部地层走向转弯为近东西向，倾向北，倾角 58，井 田东部地层转变为北东向，倾向北西，倾角 510，北坡沟背斜分布于井田 南部，井田边界城后腰断层的北侧，是城后腰断层形成过程中邻近地层受挤 压和牵引而形成的派生构造与城后腰断层近于平行分布，地层产状北翼倾角 510，南翼倾角 831。 2)断裂：城后腰断层是构成井田南部边界的较大构造，断层走向近东西， 倾向南，倾角 7475。断

49、距为西段 269m，东段 364m，该断层断面附近 “构造岩”不发育，厚度 02.60m，但由于强烈的挤压和拖动作用，实际上 形成了平行断层分布宽约 20m 的构造破碎带；张门南隐伏断层是城后腰断层旁 侧派生次级构造，断层走向近东西，倾向北与主断层斜交，倾角 65，断距约 10m 左右，断层延伸长度 90100m。 3.2.3 煤层及煤质 3.2.3.1 煤层 该矿区内含煤地层为石炭系上统太原组和二迭系下统山西组，含煤地层总 厚 134.11m，含煤 1116 层，煤层总厚 11.25m，含煤系数 8.39；含主要可 采煤层二层，含煤系数为 6.42。 山西组共含煤 34 层，总厚度为 5.6

50、2m，含煤系数 13.9，其中 3煤为 稳定可采煤层，厚 3.046.48m，平均为 4.75m，含煤系数 11.75 ，4煤层 为不稳定局部可采煤层，厚 02.52m，平均 0.83m，2煤为极不稳定煤线， 1煤本井田未见。 太原组共含煤 711 层，总厚度为 5.63m，含煤系数为 6.01，其中 15 煤为稳定可采煤层，厚 2.566.08m，平均 3.86m，含煤系数为 4.12，16煤 为极不稳定煤层；9、11、和 12煤为较稳定不可采煤层；5和 8煤为极 不稳定不可采煤层。6、7、10、13和 14该井田未见到。 表表 3-13-1 各煤层特征各煤层特征 煤层厚 （m） 煤层间距

51、（m） 煤层结构岩性 地层煤 层夹石 层数 夹石 总厚 顶板底板 稳 定 性 倾 角 性 容重备注 上 3 3.04 6.48 4.75 均 05 0.02 0. 56 泥岩 泥质 粉砂 泥岩 粉砂 质泥 稳 定 0 10 1.45 组 4 0.002.52 0.83 23 0.05 0. 45 泥岩 炭质 泥岩 泥岩 粉砂 质泥 岩 不 稳 定 0 10 1.45 下组 15 2.56 6.08 3.86 均 5.42 11.35 7.74 均 71.59 91.52 83.53 均 12 0.04 0. 39 灰岩炭质 泥岩 泥岩 稳 定 0 10 1.45 层间 距为 3 号至 15 号

52、 （t/m) 均均均均均 均均 均均均均均 均均 根据工程施工见煤情况，3#煤底板距 4#煤顶板间距平均为 7.74m，3#煤底 板距 15#顶板平均为 83.53m。 3#煤层厚度变化系数为 23.91，可采系数 100，煤层厚度 3.046.48m，平均 4.75m，顶板为泥岩，局部为泥质粉砂岩；底板为泥岩或粉 砂质泥岩。煤层结构简单至较复杂，含夹矸 03 层，煤层上部含夹矸少而薄， 下部含夹矸多而厚，夹矸厚 0.020.56m，含夹矸率为 7.03。 表表 3-23-2 各可采煤层煤质指标表各可采煤层煤质指标表 煤层号 化验结果 315 原煤 0. 852. 70 1. 64 均1. 3

53、22. 66 0. 85 均 水分 mad （） 精煤 0. 241. 80 0. 72 均0. 241. 36 0. 76 均 原煤 13. 3826. 63 18. 52 均18. 4327. 48 20. 71 均 灰分 ad （） 精煤 7. 88 6.92均8.93 6. 88 4.62均9.2 原煤 7. 71 13. 05 9. 51 均8. 19 11. 03 9. 42 均 挥发分 vdaf （） 精煤 6. 58 8. 21 7. 08 均5. 46 6. 48 5. 86 均 全硫量 std （）原煤 0. 13 0. 39 0. 26 均2. 45 4. 46 3. 7

54、4 均 磷 pd （）原煤 0. 002 0. 099 0. 029 均0. 002 0. 006 0. 003 均 工 业 分 析 发热量 qgr.rd （mj/kg） 原煤 32. 61 35. 4 34. 93 均33. 27 34. 80 33. 95 均 15#煤层厚度变化较大，可采系数 100，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，夹矸厚 0.040.39m，总含矸率 为 6.16。 4#煤层可采系数为 40，含夹矸 23 层，夹矸厚 0.050.45m，总含矸率 为 22.79，结构较复杂，顶板为泥岩或炭质泥岩，底板为泥岩，局部为粉砂 质泥岩

55、。详见表 31、32。 3.33.3 井田储量井田储量 井田范围内参与储量计算的煤层为 3、15煤层，截止 2002 年底，扣除 3煤层采空区，经计算矿井的地质储量为 162430kt，即工业储量 162430kt。其 中 3煤层 82930kt，15煤层 84820kt。详见表 33。 3.43.4 矿井生产能力及服务年限矿井生产能力及服务年限 矿井曾于 1994 年 8 月，由山西煤炭规划设计院完成 600kt/a 的可行性研究 报告设计，由于受资金影响，矿井未建成投产。2001 年 4 月该矿又委托煤炭工 业部太原设计研究院编制了竹林山煤矿一期工程优化设计年产量为 45.kt/a，为了早

56、日使煤矿达到原设计能力，并浆建成“一矿一井一面”的高产 高效矿井，矿方又委托太原市明仕达煤炭设计有限公司和西山煤电集团设计院 编制竹林山煤炭有限责任公司矿井轻型综采放顶煤工作面设计说明书 ，生 产能力为 600kt/a，尚未实施。最后结核矿井实际情况委托设计了 900kt/a 的生 产能力。现在实际生产能力为 900kt/a。矿井服务年限：全矿井服务年限为 77.7a；其中 3 号煤层服务年限为：39.9a。 3.53.5 井田开拓方式和水平划分井田开拓方式和水平划分 井田开拓采用两斜一立混合开拓方案。即一对斜井井筒作为矿井的主、副 提升井，立井回风。后期在井田北部的大老沟和小韩庄分别再开凿一

57、对回风立 井，并利用原井筒担负后期通风，详见图 31。 主 井 x= 3943045.766 y= 19615039.204 h= + 795 副 井 x= 3943000.758 y= 19615016.484 h= + 778 回风立井 1300轨道巷 1300皮带巷 1300回风巷 1317回采工作面 采 空 区 采空区 采空 区 马庄 590轨道巷 590回风巷 590皮带巷 西皮带巷 西轨道巷 西回风巷 中央变电所 王庄 吕庄 白庄 北坡沟 杏狐凹 470 480 600 590 580 570 560 550 540 530 520 510 500 490 610 620 630

58、640 650 660 650 660 640 480 490 500 510 520 530 540 550 560 570 580 590 600 610 620 630 640 35004000450019613250 3942500300035004000450050005500 1961325035004000450050005500600065007000 550050004500400035003000 井田边界 图 例 zk 1-1 468.49 钻孔斜 井 断 层 0米250米500米 zk 3-1 652.36 zk 2-1(2) 626.91 zk 3-2 591.50

59、zk 3-3 493.07 zk 3-4 469.89 zk 2-3 527.94 zk 4-1 610.61 zk 1-1 822.44 1318回采工作面 1319回采工作面 图图 3-13-1 竹林山矿井开拓布置图竹林山矿井开拓布置图 3煤层主水平标高590m，辅助水平标高520m，两水平之间通过集中 下山连通，构成生产系统。15煤层主水平标高510m，辅助水平标高 420m，两水平之间通过集中下山连通。15煤层和 3煤层通过主副斜井和 风景直接延伸来沟通。 目前矿总计布置一个回采工作面（工作面）和二个煤巷掘进工作面（轨道 巷和回风顺槽） 。回采工作面为轻型综采放顶煤工作面，面长 150

60、m，采用走向 长臂后退式开采 3煤层，采煤高度 2.3m，放煤高度 3.8m，日进度 2.4m，年推 进度 720m；矿井采用全部跨落法管理顶板，轨道巷为综掘掘进工作面。 表表 3-3 井田储量表井田储量表 煤层abca+ba+b+ca+b/a+ b+c 地质储量已用 319270944059790287108850032.4885005570 4 1593407016093407950011.779500 合计19270187801299504805016800168000 其中精查部分 319270944016020287104473064.244730 4 159340307509340