煤与瓦斯毕业实习报告

1、河南理工大学本科毕业实习报告目 录前 言11实习目的12 实习任务要求13 实习单位2第一章 矿井的地质及煤层赋存概况11.1地理位置，地形地貌，交通情况11.2井田位置，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井边界关系11.3主要可采煤层情况，煤层赋存条件，煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种21.4水文地质情况，开采技术条件3第二章 开拓开采技术概况42.1井田地质情况，地层，含煤地层，构造42.2矿井开拓方式42.3采区巷道布置42.4采煤方法与回采工艺5第三章 矿井提升与运输系统63.1主井提升系统63.2副井提升系统63.3井下运输系统7第四章 矿井通风与瓦斯94.1矿井通风系统94.

2、2矿井瓦斯抽采系统104.3瓦斯监测监控系统124.4地质构造对瓦斯赋存的控制124.5瓦斯含量分布及预测研究174.6矿井瓦斯涌出量预测184.7矿井瓦斯抽采资料统计及分析234.8瓦斯监测监控系统244.9煤与瓦斯区域突出危险性预测24结束语2528前 言本次实习是学生学完教学计划规定的全部课程之后，于毕业设计前进行的一次比较全面而又深入的现场专业实践，是使学生达到专业培养目标的一个重要教学环节。通过这次实习要达到下列目的和任务要求1.实习目的1、运用所学理论知识结合矿井生产实际，分析研究实习矿井开采技术工艺的合理性及存在问题，进一步培养分析实际问题的能力；2、充实生产实际知识，学习采区生

3、产组织、技术管理方法及技术员、区、队长领导和指挥生产的实际经验，培养组织管理与解决实际问题的能力；3、为毕业设计收集资料(收集资料内容见毕业实习收集资料提纲)，初步酝酿设计方案；4、特殊情况下，经指导教师同意，院长(系主任)批准，结合指导教师的科研课题作毕业论文时，收集有关专题资料，并作必要的现场调研与实测；5、学习工人师傅的优秀品质和生产技艺。在实习过程中应特别强调学生独立工作能力的锻炼，注意发挥学生的主动性和创造性。为此，在实习前必须认真学习大纲，明确大纲规定的目的要求、内容和方法步骤。实习队到达现场后，必须依据实习大纲的规定结合现场的实际条件，拟定详细的实习计划，在实习过程中，要紧密依靠

4、现场实习指导人的指导，遵循实习大纲，按照实习计划积极主动地开展实习活动。2.实习任务要求l、实习前必须认真阅读本大纲和毕业设计收集资料提纲，并与毕业设计指导教师交换意见，明确实习中必须收集的有关资料和要进行的技术测定工作。2、实习生到达现场后，必须拟定详细的实习计划。在实习过程中，要发挥自己的主动性和创造性，参加一定的劳动实践，锻炼自己的独立工作能力，积极主动地开展实习活动。3、实习中必须自觉地严格执行实习计划，并主动取得所在单位方工程技术人员和工人师傅的帮助和指导，虚心向他们学习。4、必须严格遵守实习纪律，自觉遵守各项规章制度，保证安全第一。要尊重现场人员，团结友爱，做到文明实习。3.实习单

5、位河南煤化集团鹤煤公司十矿防突科第一章 矿井的地质及煤层赋存概况1.1地理位置，地形地貌，交通情况 地理位置：鹤壁煤电股份有限公司第十煤矿位于鹤壁矿区南部，距市区中心约9km。地理坐标：东经1141129-1141305，北纬354707-355254。地形地貌：鹤壁煤电股份有限公司第十煤矿井田内地貌属太行山区之前缘丘陵地貌的一部分，为侵蚀剥蚀成因的丘陵地带，井田南部及西南为中丘地形。山地最高标高为海拔+257m，谷地一般为+110m。井田中部及北部为起伏较小的低缓丘陵，其高程为+140-+190m左右。交通情况：矿区东距107国道和京广铁路约11km，有国道相通，交通十分便利。1.2井田位置

6、，边界范围，拐点坐标，井田面积，相邻矿井边界关系 2006年4月河南省国土厅核发采矿许可证，证号4100000620107，有效期限为2006年4月至2020年4月。共有43个拐点圈定，限采二1煤层，开采深度由-30至-800标高。井田范围西部以二1煤层露头为界；西南部以400m及250m等高线与大河涧许沟煤矿、鹤壁市许沟煤矿，后沟矿为界；东至800m二1煤底板等高线；南以黑山断层（f1070）为界；北以东柴厂正断层（f49）为界与八矿相邻。矿井走向长约2.55.5km，倾向宽约02.4km，面积6.5754km2。具体拐点坐标为：点号x坐标y坐标点号x坐标y坐标13963030.003851

7、8840.00233967010.0038517675.0023962750.0038518880.00243966350.0038517605.0033962530.0038518960.00253966290.0038517450.0043963108.0038519402.00263966230.0038517315.0053963397.0038519575.00273966090.0038517305.0063964805.0038519612.00283965690.0038517460.0073964923.0038519680.00293965395.0038517635.00

8、83965056.0038519640.00303965230.0038517695.0093964960.0038519519.00313964927.0038517755.00103965511.0038519271.00323965090.0038518095.00113966080.0038519185.00333965055.0038518100.00123966747.0038518852.00343965073.0038518200.00133967015.0038519037.00353965014.0038518248.00143967673.0038519120.00363

9、964920.0038518190.00153968185.0038519112.00373964595.0038518260.00163968057.0038518855.00383964705.0038518375.00173967753.0038518124.00393964395.0038518430.00183967605.0038517955.00403963800.0038518470.00193967455.0038517635.00413963800.0038518805.00203967360.0038517630.00423963500.0038518785.002139

10、67375.0038517675.00433963080.0038518860.00223967000.0038517650.00 表1-1十矿二1煤层边界拐点坐标一览表1.3主要可采煤层情况，煤层赋存条件，煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种主要可采煤层情况：二1煤位于山西组下部，为矿区主要可采煤层，平均厚6.94米。一般含较稳定夹石1层，局部2-3层，夹石岩性为泥岩，平均厚0.32米，仅在4-1.4-2孔一线夹石厚度突然增至3.55-7.72米，将煤层分为上下两层。煤层厚度变化系数0.21为稳定煤层。 煤层赋存条件：二1煤位于太原群底部，l2灰岩下9.6米，下距奥陶系灰岩约27米，平均厚1

11、.31米，结构较复杂，含夹矸1-3层，煤层厚度变化系数0.49为较稳定煤层。二1煤位于l2灰岩下7.41米，二1煤上2.46米，平均厚0.80米，结构简单，含夹矸1-3层。煤层厚度变化系数0.71，为较稳定煤层。二1煤为矿区主要可采煤层，煤层厚度变化系数0.21，为稳定煤层。 资源储量：截止2010年年底保有储量为5663万吨。煤质：二1煤金刚光泽，易破碎，属半亮性煤，视密度平均1.38，水份平均0.91%，灰份平均17.48%，挥发份平均15.35%，含硫量平均0.46%。 煤种：二1煤层为中灰、特低硫、低磷，中等软化温度灰、高热值之贫煤；主要作动力用煤和民用燃料。1.4水文地质情况，开采技

12、术条件水文地质情况：本区位于许家沟域岩溶水系统的迳流区内。二1煤层的直接充水含水层为：顶板砂岩裂隙含水层，砂岩厚3.7945.52m，平均23.63m。接受补给条件差，含水性较弱；底板灰岩岩溶裂隙含水层，由l7、l8灰岩组成，其中l8灰岩层位稳定，厚度较大，平均5.55m，岩溶裂隙的发育，钻孔抽水资料，单位涌水量0.05030.2407l/s.m。据周围二1煤层矿井开采资料，该含水层的突水量1501210m3/h，矿井正常涌水量114480m3/h。该含水层属含水中等的含水层，为二1煤层底板直接充水含水层。此外，还有太原组下段灰岩岩溶裂隙含水层、奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层，为二1煤层的底板间接充

13、水含水层，特别是奥陶系灰岩含水层贮水空间大、水压高、富水性强，若遇断层，将对矿井开采产生较大威胁。隔水层主要有二叠系碎屑岩隔水层、太原组中段砂泥岩隔水层和本溪组铝土质泥岩隔水层。区内断层发育，有可能沟通各含水层间的水力联系或成为矿床充水的主要通道。因此在断层附近开采煤层时应留足防水煤柱，并做好防水工作。 采用比较法对矿井-575水平进行涌水量预算，矿井正常涌水量为406 m3/h，最大涌水量为433.34m3/h。供水水源主要为新近系砂砾石孔隙水，含水丰富，水质好，可作生活用水；矿坑排水经净化处理后可作生产用水。当用水量增大时，可用深部奥陶系灰岩水。 开采技术条件：根据煤、泥炭地质勘查规范dz

14、/t0215-2002，本矿井水文地质勘查类型为第三类第二亚类第二型，即以底板岩溶裂隙充水为主的水文地质条件中等的矿床类型。按照矿区水文地质工程地质勘探规范矿区工程地质类型，本矿区工程地质类型为中等型(类)。按照矿区水文地质工程地质勘探规范矿区环境地质类型，本矿区为第二类，地质环境质量中等。第二章 开拓开采技术概况2.1井田地质情况，地层，含煤地层，构造井田地质情况：本区位于太行山隆起带之南端，总的构造趋势为一单斜。区内以f1061断层为界,北部以褶皱为主，断裂次之，南部以断裂为主，伴有波状起伏。本区发育的褶皱构造有冷泉向斜、秦家岭向斜、秦家岭背斜及张庄向斜。一般背向斜翼部地层走向北东，倾角2

15、5-45。本区断裂比较发育，除揭露的22条较大断层外，还伴生有许多小断层，断层总体为高角度正断层。地层：据钻孔揭露本区地层由老至新如下：奥陶系中统马家沟组、石炭系中统本溪群、石炭系上统太原群、二叠系下统山西组及下石盒子组、二叠系中统上石盒子组及新第三系。 含煤地层：本区含煤地层为石炭系上统太原群及二叠系下统山西组。石炭系上统太原群含煤8层，其中以一11煤层发育较好，大部分可达到可采厚度，一21煤层局部可采。山西组含二1煤层，全区可采。构造：本区属走向北稍偏西、倾向近东的单斜构造，倾角2045，一般26左右。沿走向及倾向产状有一定变化，断层较发育，伴有小型褶皱。总体构造类型属于中等。2.2矿井开

16、拓方式开拓方式为立井单水平上下山开拓。2.3采区巷道布置十矿采用立井单水平上下山分区开拓，水平大巷标高-575m。-575地区开采深度已达730米，矿井共布置五个立井，其中大井主副立井布置于井田的中央，落底至-575m，其中主井直径5m,净面积19.63m2,副井直径6m,净面积28.26m2,西风井主、副井布置于井田的西部，直径均为5m,净面积19.63m2，南风井位于井田西南部，直径为5m,净面积19.63m2。-575水平大巷向南已进入15采区施工，从11采区运输机上山向南100m起，水平大巷由一条变为主、副巷两条，分别沿煤层顶底板布置，一条将作为皮带运输巷，另一条将作为电机车运输巷。主

17、要采区上山巷道布置在煤层顶、底板岩石中，目前十矿采区上山主要有11采区运输机上山、轨道上山、回风上山、12采区回风上山、13运输机上山、中间回风上山、15采区回风上山、运输机上山等。井下共布置4个采区：11采区、12采区、13采区及15采区，其中11采区布置2煤巷掘进工作面、一个回采工作面即：11111改造上顺槽、03煤柱上顺槽和11092工作面；12采区布置2个煤巷掘进工作面、一个回采工作面和一个岩巷掘进工作面即：12采区回风下山、1204下顺槽、1202中工作面和北翼轨道上山；13采区布置两个煤巷掘进工作面和一个岩巷掘进工作面即：1307上、下顺槽和13采区轨道上山；15采区目前没有布置采

18、掘活动。2.4采煤方法与回采工艺在采煤工作面的布置方面，我矿采用走向长壁式炮采放顶煤开采目前采煤工艺主要有分层炮采和放顶煤两种。第三章 矿井提升与运输系统3.1主井提升系统十矿主井提升方式为立井提升，井深684米，提升高度702.4米，为jkmd-2.8*4()型多绳落地式磨擦提升机，采用一对9t箕斗，电动机为zktd215/56-p，1000kw直流电机；配jzk1-1820/660-1000直流数字调速装置,速度6.3m/s，plc控制系统，井底设有缓冲煤仓，井底为定重自动装载系统，一次循环时间186s。绞车安全检验测试时间为2010年8月，综合判定为合格，检测单位: 河南省机电设备测试中

19、心。二、计算过程及结果式中：a-主井提升能力； b330d；t-18h（该提升机为2m以上，为数控自动化运行系统）;pm- 9t;k-取1（立井提升）；k1-取1.1（井下有缓冲仓）;k2-取1.15（提升能力富余系数）; t-186s（提升一次循环时间）。由上计算，主井提升核定能力为81万t/a。3.2副井提升系统十矿副井提升方式为立井提升，井深724.5米，提升高度724.5米，为jkmd2.8*4-11.5()e型多绳落地式磨擦提升机，配一对1t单层双车罐笼，电动机为z500-1a直流电机，500kw，速度8m/s，配jkmk/sz-sl-500kw/660v-d4直流提升机电控装置。担

20、负提矸、提升材料和升降人员等辅助任务。提升矸石、提升材料和下其它材料次数一次循环时间均为285s。绞车安全检验测试时间为2010年12月，综合判定为合格，检测单位:河南省机电设备测试中心。 二、计算过程及结果a=3303(53600-tr-dtq)/104(rtg/pg+mtc/pc) =88.41万t/a式中：a-副井提升能力；tr每班人员下井总时间为：2970s；其中：实测工人每班下井时间为27.5min;则升降工人时间为27.51.541.25min；升降其他工人时间为41.250.28.25min每班人员上下井总时间为：41.25+8.2549.5min2970s。d下其它材料次数，取

21、5次；r出矸率；2010年出矸为11.09万t，原煤产量为75.02万t，则：r（11.09/75.02）100%14.8%。pg每次提矸重量：21.83.6t；m吨煤用材料比重：4.1%；2010年材料车数为18725车，则：m(187251.5/750200)100%3.7pc-每次提升材料重量：21.53t。由上计算，副井提升核定能力为87万t/a。副井绞车通过对原tkd电控系统的改造，现在是plc直流控制系统，提升速度稳定，加速、等速、减速、爬行、停车阶段运行平稳；改造后经统计，在原来提升循环一次时间300s的基础上减少15s，另外，采用直流提升可完全实现无极调速，电控系统维护维修工作

22、量小，安全系数高。3.3井下运输系统一、概况：轨道运输：井下轨道运输以运送物料为主，大巷采用2台cdxt-8/h600型蓄电池电机车和1吨矿车； -575至-250水平设主运输轨道一条，提升绞车为jky2-1.8b型液压绞车。斜坡轨道运输安全防护装置齐全可靠，并按要求进行定期检查与维护。符合设计要求和规程要求。原煤运输：主运输系统有上仓皮带、转载皮带、转载皮带尾小槽、铸石槽下平槽、一至三部铸石槽，分别采用dtzz-1000/2*90带式输送机、stg800/2*40带式输送机、sgw-240刮板输送机、sgw-240上链刮板输送机等，输送能力分别400 t/h、400 t/h 、150 t/h

23、、150 t/h等。1202运输线有1202运输斜巷第一、二、三部刮板输送机，采用sgw-240型刮板输送机，运输能力150 t/h；1202运输平巷一至五部皮带，其中一至三部采用dtl80/20/22型带式输送机，运输能力为200 t/h，四、五部采用stg800/2*40型带式输送机，运输能力为400 t/h。1111运输线有1111第一部胶带输送机，采用stg-800/40型带式输送机，运输能力为400 t/h；1111第二、四部胶带输送机，采用dtl80/20/22型带式输送机，运输能力为200 t/h；1111第三部胶带输送机，采用stg-800/2*40型带式输送机，运输能力为40

24、0 t/h；1111第一部刮板输送机，采用sgw-240型刮板输送机，运输能力150 t/h。主井底皮带有1202运输线、1111运输线经过二、三部铸石槽、575运输线输煤入主井底煤仓，仓下两台给煤机k3-7.5,经两条胶带输送机给入箕斗提升，每台给煤机输送能力为150 t/h；两条胶带输送机，采用stg800带式输送机，输送能力为400 t/h。二、计算过程及结果综上分析：1202运输系统中最小环节设备能力为刮板输送机,输送能力为150 t/h，1111运输系统中最小环节设备能力为刮板输送机,输送能力为150 t/h，主运输系统中最小环节设备能力为刮板输送机,输送能力为150 t/h。井底煤

25、仓两台给煤机的给料能力为：2150 t/h300 t/h，根据以上计算： 井下总运输能力为: 式中：a年运输能力，万t/a;k1运输不均匀系数，取1.2；t 日提升时间，按16h计算由上计算，井下原煤运输能力核定为132万t/a。目前井底给煤机为两台，故其给煤能力为2150 t/h300 t/h，所以原煤运输能力得到提高。第四章 矿井通风与瓦斯4.1矿井通风系统 一、矿井通风概况十矿属煤与瓦斯突出矿井，矿井绝对瓦斯涌出量为21.32m3/min，相对瓦斯涌出量为24.33m3/t。瓦斯压力0.42.13mpa，煤层透气性系数为1.21.8m2/mpa2.d，属勉强可抽放煤层。矿井通风方法为抽出

26、式，通风方式为混合式。现有大井主、副井、西风井主井三个进风井和西风井副井、南风井两个回风井，现矿井总进风6650m3/min，总回风7061m3/min. 矿井总有效风量为6201m3/min，总有效风量率87.82%，等级孔3.11m2。其中南风井配备两台agf-2.2-1.3-2型风机，风量3545m3/min，负压2148pa，西风井配有两台bdk-60-no.20型对旋式风机，风量3516m3/min，负压1913pa。 目前井下共布置4个采区，分别为11、12、13和15采区，其中11采区布置一个回采工作面；12采区布置一个岩巷掘进工作面和两个煤巷掘进工作面；13采区布置一个备用工作

27、面、一个煤巷掘进工作面和两个岩巷掘进工作面；15采区布置一个岩巷掘进工作面。 表4-1：主要通风机参数表名称风机型号电机功率风叶角度风量（m3/min）负压（pa）等积孔（m2）南风井agf-2.2-1.3-2710kw-7度354529431.3m2西风井bdk-60-no.20b2*315kw28度351623541.44m2十矿通风系统稳定可靠，风量配备合理，满足需要，各采区均设置了专用回风巷。所有回采工作面均为全负压上行通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风，局部通风全部采用双风机、双电源、自动倒台，瓦斯、风电闭锁。4.2矿井瓦斯抽采系统十矿瓦斯抽采系统分井下和地面两部分。地面建有西

28、风井抽放泵站，安装两台2bec-42型水环式真空泵，目前抽放负压55-60kpa，抽放浓度16%-18%，抽放纯量57m3/min，主要担负13运输机上山、1307地区、1204下顺槽及11111上顺槽等地区浓度较高的本煤层钻孔的瓦斯抽放任务。井下设有两个移动抽放泵站，一个是 -575地区抽放泵站，主要服务15采区、11111下顺槽、-575主巷南段地区的瓦斯抽放任务，目前该泵站装备两台2be-303型水环式真空泵，抽放负压45-55kpa，抽放浓度3%-6%，抽放纯量12m3/min。-250移动泵站装备两台sk-60型水环式真空泵，目前暂时关闭，待11111工作面投产后，计划担负工作面分源

29、抽放任务。井下铺设抽放管路总长度12040m，抽放主管路主要使用12寸及10寸管路，联络巷内使用8寸管路，顺槽内使用6寸和8寸抽放管路，目前井下各地区使用的管路材质均为聚乙烯管路，只有中间回风上山使用的是12寸铁管路，这两种管路密闭性、安全性均良好。孔口抽采负压均大于13kpa。十矿煤层瓦斯预抽采用顺层钻孔抽放工艺，钻孔沿工作面上、下顺槽间距1-1.5m，下向孔平均孔深50-60m，上向孔平均孔深60-70m，以尽量布置深孔为原则，覆盖整个工作面倾向，预抽瓦斯平均浓度40%，预抽率达到30%，预抽工作面煤层瓦斯后，工作面瓦斯涌出量大大降低。工作面形成后，在本煤层抽放的同时，我们还进行了上隅角埋

30、管抽放及顶板裂隙抽放。上隅角埋管抽放是利用l型立管埋入上隅角，通过抽放负压使其未冒落严密的空间内瓦斯流动方向得到改变，避免向工作面方向流动。采空区抽采采用高位抽放，从工作面切眼开始，沿工作面上顺槽每隔80m左右施工一个抽放钻场，钻场底板距煤层顶板不少于8米，在钻场内向工作面切眼方向以不同的方位角和不同的倾角施工钻孔。终孔位置距离煤层顶板垂高10-30米，钻孔长度不少于100米，孔径89mm，相临间的两个钻场钻孔长度搭接保持在20米左右，以保证钻场钻孔的接替，钻孔的数量根据采面该区段瓦斯涌出量大小而确定。并安排专人定期观察，及时调整参数，确保抽放效果。十矿对顶板裂隙抽放工艺的使用已有一定经验，顶

31、层瓦斯涌出较大的工作面钻孔距顶板位置控制在8-10m，全层工作面控制在15-20m,抽放效果较好，工作面高位抽放瓦斯抽放浓度在50%以上。有效控制了采空区瓦斯涌出。低位抽放钻场适用于顶层瓦斯较大的回采工作面，钻场布置在上顺槽距切眼位置30-40m处，深度4m，每个钻场内布置6个孔，孔深40-50m，钻孔搭接10m，终孔位置落在距顶板3-5m处，抽放采空区及上隅角瓦斯。十矿在11091工作面进行低位抽放，平均浓度30%，最高浓度60%，对控制顶层工作面采空区瓦斯涌出起到了良好的效果。工作面布置完本煤层钻孔后，受工作面采动影响，临近工作面钻孔破坏较严重，而工作面卸压带内瓦斯涌出量较高，煤层裂隙大，

32、抽放效果较好。因此我们在工作面回采期间，在距切眼5-15m卸压带范围内重新布置本煤层钻孔进行瓦斯抽放。二次布孔瓦斯浓度均保持在20%以上。为解决瓦斯抽放面临的煤质酥软、透气性差的问题，我们在钻孔施工、封孔及防塌孔等方面进行了革新，并取得了较好的效果。钻孔施工方面我们开展了“高应力软煤层深孔打钻技术研究”的课题攻关，配合以新型钻机，布孔深度得到显著提高，下向钻孔平均深度由不足60m提高到90m以上。使钻孔抽放范围得到扩展，使用效率得到提高。目前回采的两个工作面均实现了上、下顺槽本煤层钻孔搭接，消除了空白带。在封孔方面，我们将封孔材料的发药时间由90秒调整至200秒，将封孔长度由原来的6m增加至8

33、m以上，使钻孔浓度得到保障。在防塌孔方面，我们使用了钻孔下套管抽放工艺。即在钻孔打好后孔内下入65mm孔径套管，套管长度比钻孔长度少8m（预留封孔管位置），管壁四周布置花眼，以便于抽放。我们在1303外工作面上顺槽采用下套管工艺后，瓦斯抽放浓度和流量始终没有大幅度衰减，抽放钻孔经过近一年的抽放，瓦斯浓度仍保持在40%以上，最高仍在80%左右，上顺槽总管流量保持在85mmh2o。通过科技攻关和新技术的应用，十矿回采工作面瓦斯得到了提前有效抽放，以1303外工作面为例，工作面投产后，月产量均3.5万t左右，回风流和上隅角瓦斯浓度始终控制在0.5%和0.8%以下，确保了工作面安全高效生产。鹤煤十矿开

34、采深度大，煤层瓦斯含量和瓦斯涌出量都比较大。十矿瓦斯含量很高，在埋深730米处所测原始瓦斯含量已达17.6m3/t。在-575大巷（煤层埋深730m）所测瓦斯压力为2.1mpa。煤层透气性差，属于勉强可抽放煤层。鹤煤十矿2002年5月经抚顺煤科院鉴定为突出矿井。2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对瓦斯量为25.9m3/min，相对瓦斯涌出量为27.5m3/t，为煤与瓦斯突出矿井；2008年矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯绝对涌出量25.33 m3/min，相对瓦斯涌出量24.32 m3/t，为煤与瓦斯突出矿井；2009年矿井瓦斯等级鉴定结果：瓦斯绝对涌出量为24.83 m3/min，相对涌出量为

35、21.32 m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。表4-2历年瓦斯鉴定情况表年份绝对涌出量m3/min相对涌出量m3/t瓦斯等级200725.927.5煤与瓦斯突出200825.3324.32煤与瓦斯突出200924.8321.32煤与瓦斯突出4.3地质构造对瓦斯赋存的控制煤层的生成条件和保存条件控制了煤层瓦斯含量的大小，而煤层保存条件对瓦斯含量的控制更为重要。不同地质时代发生的地层隆起、剥蚀、沉积、凹陷或岩浆活动，很大程度影响了煤化作用过程（瓦斯生成），也控制了瓦斯的保存或逸散。十矿矿区含煤地层沉积先后经历了来自不同方向挤压应力的构造运动。不同构造演化阶段的断裂力学性质以及断裂规模控制了煤层中瓦斯的

36、运移、保存，并决定了煤层如今的瓦斯含量。鹤壁煤田位于新华夏系太行山隆起带之南端东侧。东为华北沉降带，西依太行山区。煤田呈近南北方向展布。总体为一走向nne、倾向se。从区域资料分析，自中生代以来，本区先后经历了来自不同方向挤压应力的构造运动。单斜断块的上述构造性质，决定了煤层含气性的分布特征。在周边断层附近，煤层气沿断层逸散，含气量往往相对较低；在断块中部，煤层气保存条件较好，含气量往往相对较高；随着埋深增大，含气量稳定增高。十矿除了冷泉小井发现的f2、f4为逆断层以外，其余均为高角度正断层，延展方向都向ne向，落差都不算大，并且分布密度北高南低（以f1061为界）。就其分布但落差都不算大，并

37、且分布密度北高南低（以f1061为界）。就其分布而言，断层主要分布在175m等高线以上，以阶梯性断层为主。由南部的f1059断层到北部的f1055之间，断层集中存在，大中型正断层将煤层切割成条带状，属于导气性构造，为瓦斯逸散创造了条件。小型断层的结构面大部分具有压扭性质，断层面紧密，有利于瓦斯的保存，其附近瓦斯集聚，瓦斯含量偏高。以f1061断层为界，分南北两部分，北部以褶曲为主，断裂次之。4.4矿井瓦斯地质规律研究瓦斯是生于煤层、储存于煤层或围岩中的气体地质体，只要开采煤炭就会有瓦斯涌出。它的生成条件、运移规律以及赋存、分布规律都受着极其复杂的地质作用控制。瓦斯地质规律是进行煤与瓦斯突出危险

38、性区域预测和瓦斯涌出量预测的关键，是瓦斯预测和瓦斯地质图编制的基础。断层构造对瓦斯赋存的影响十矿矿区含煤地层沉积先后经历了两次来自不同方向挤压应力的构造运动。不同构造演化阶段的断裂力学性质以及断裂规模控制了煤层中瓦斯的运移、保存，并决定了煤层如今的瓦斯含量。十矿矿区冷泉小井发现的f2、f4为逆断层以外，其余均为高角度正断层，延展方向都向ne向。南部的f1059断层到北部的f1055之间，断层集中存在，大中型正断层将煤层切割成条带状，属于导气性构造，为瓦斯逸散创造了条件。小型断层的结构面大部分具有压扭性质，断层面紧密，有利于瓦斯的保存，其附近瓦斯集聚，瓦斯含量偏高。以f1061断层为界，分南北两

39、部分，北部以褶曲为主，断裂次之。褶曲对煤层瓦斯的控制f1061断层以北，构造以褶曲为主，冷泉向斜、秦家岭向斜、秦家岭背斜控制该区域的瓦斯赋存。秦家岭向斜附近，断层相对发育，f1056断层走向平行于秦家岭向斜走向。在400m以深区域，秦家岭向斜与断层f1056、f11132、df9、轨道上山小向斜等，还有次一级小构造，受到neesww向挤压和nnwsse向引张，形成了一个复合应立场。在这个复合应力场内，冷泉向斜、秦家岭向斜、秦家岭背斜三个控制性褶曲封闭了大量高能瓦斯，所以该区域突出危险性较大。顶、底板岩性对瓦斯赋存的影响煤层围岩的透气性好坏，直接影响着煤层瓦斯的赋存、运移或富集，透气性好的砂岩顶

40、板，有利于煤层瓦斯的逸散，煤层瓦斯含量相对较低，透气性差的泥岩、砂质泥岩顶板，对煤层瓦斯的逸散起阻碍作用，含量则相对较高。孔隙与裂隙发育的砂岩、砾岩和灰岩的透气系数非常大，一般比致密而裂隙不发育的页岩、泥岩等岩石透气系数高出千倍以上。本区二1煤顶底板以粉砂岩为主，其渗透性差，阻碍了煤层中瓦斯的逸散。因此，在矿井生产中回采放顶后，瓦斯无明显增大现象为探讨鹤煤十矿二1煤层围岩对瓦斯涌出量的影响，统计钻孔资料中泥岩厚度资料，绘制了顶、底板泥岩厚度（包括泥岩和砂质泥岩两岩层厚度）等值线（图31、图32）。 从图41、图42、图43、图44可看出，顶底板泥岩厚度变化对瓦斯含量的影响不大。图41 鹤壁十矿

41、二1煤顶板泥岩厚度等值线图 42鹤壁十矿二1煤矿底板泥岩厚度等值线y = -0.1658x + 9.7245r2 = 0.203024681012141605101520253035顶板泥岩厚度图43 顶板泥岩厚度与瓦斯含量回归趋势线回归方程：y = -0.1658x + 9.7245 (31)相关系数：r2 = 0.203图44 底板泥岩厚度与瓦斯含量回归趋势线回归方程：y = -0.2309x + 11.447 （32）相关系数：r2 = 0.4358煤层埋深对瓦斯赋存的影响一般出露于地表的煤层，瓦斯容易逸散，并且空气也向煤层渗透，导致煤层中的瓦斯含量小，瓦斯浓度低。随着煤层埋藏深度的增加

42、，地应力增高，围岩的透气性降低，瓦斯向地表运移的距离相应也增大，这种变化有利于封存瓦斯、不利于放散瓦斯。所以，在瓦斯风氧化带以下，瓦斯含量、涌出量及瓦斯压力主要随煤层埋藏深度增加而变大。根据本次瓦斯地质编图需要，根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心2010年鹤煤十矿12、13采区煤与瓦斯突出危险性预测阶段研究报告，取得相关数据。表4-3煤层埋深与煤层瓦斯含量的关系采样位置底板标高测点埋深原煤瓦斯含量备注12回风上山距1206下顺槽40米-320506.77.88实测1206下顺槽窝头下帮-380538.859.8实测1202运输平巷五部皮带巷里90米-380522.886.25实测1202

43、运输平巷五部皮带里120米-380522.885.56实测1307底板巷下山距绞车25米左帮-450622.2910.45实测1307底板巷二部绞车处-420599.658.27实测表4-4煤层埋深与瓦斯含量统计表从大量的数据统计分析中可以看出，煤层瓦斯涌出量随着煤层深度加深而变大，浅部煤层瓦斯涌出量小，深部逐渐加大，在地质构造条件稳定的区域内，煤层瓦斯涌出量与煤层埋藏深度成线性关系。通过分析比较十矿瓦斯地质规律，可以肯定在矿井中部秦家岭向斜、轨道上山小向斜与f1056、f1113-2、df9等断层，还有次一级小构造，受到neesww向挤压和nnwsse向引张，形成的复合应力场，这里又是瓦斯聚

44、积区域，并且随着开采深度的增加，突出危险性不断增大，据统计，发生在十矿的6次煤与瓦斯突出都发生在该区域。4.5 瓦斯含量分布及预测研究通过以上分析，找出了影响二1煤层瓦斯含量的不同因素关系，煤层埋藏深度是影响二1煤层瓦斯含量分布的重要因素。依据图3-1统计的瓦斯含量（y）与对应的煤层底板标高（x）数据，经过去伪存真对瓦斯含量（y）与对应的煤层底板标高（x）的负值进行线性回归，得到趋势线如下图所示： 回归方程：y=0.0235x-0.0701，相关性系数：r=0.73可得不同的标高所对应的瓦斯含量为：煤层底板标高-215m处的瓦斯含量趋势值是5m3/t；煤层底板标高-343m处的瓦斯含量趋势值是

45、8m3/t；煤层底板标高-513m处的瓦斯含量趋势值是12m3/t；煤层底板标高-641m处的瓦斯含量趋势值是15m3/t；十矿瓦斯含量梯度为2.35m3/t100m。根据贫煤煤层瓦斯含量划分风化带，风化带下限应在3.04.0m3/t之间，因此，将风化带下限定为煤层底板标高173m处。考虑瓦斯含量大小的主要影响因素，利用瓦斯含量与煤层底板标高回归方程预测结果，结合十矿矿井地质构造特征，以及生产实际资料，可绘出十矿二1煤层瓦斯含量等值线(见附表3-7)。表3-7 煤层瓦斯含量测定结果采样位置瓦斯含量(m3/t)底板标高（m）1206下槽窝头正前6.14-34012回风上山距1206下顺槽40米7

46、.88-3201206下顺槽窝头下帮9.80-3601204下顺槽里距回风上山开口170米8.65-2701204下顺槽里距回风上山开口15米9.46-2701202运输平巷五部皮带巷里90米5.56-3801202运输平巷五部皮带里120米6.25-3801307下顺槽110米迎头右帮7.56-4401307下顺槽110米迎头左帮7.45-4501307底板巷下山距二部绞车15米左帮10.68-4401307底板巷下山距绞车25米左帮10.45-4501307底板巷二轨道坡底左帮8.47-4501307底板巷二部绞车处8.27-420注：本表来源河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心2010年

47、鹤煤十矿12、13采区煤与瓦斯突出危险性预测阶段研究报告。4.6 矿井瓦斯涌出量预测通常情况下，在新矿井、新水平和新采区投产前，应该进行瓦斯涌出量预测，这可为矿井通风设计、瓦斯抽采设计和瓦斯管理提供必要的依据。十矿自正式投产以来已有多年的开采历史，积累了较为丰富的回采工作面瓦斯涌出资料、矿井地质资料以及丰富的瓦斯含量资料。以此为基础，利用瓦斯地质图法可以对十矿二1煤层未采区进行瓦斯涌出量预测。矿井瓦斯涌出资料统计及分析十矿属煤与瓦斯突出矿井，瓦斯涌出量大，瓦斯相对涌出量为21.3227.5m3/t,绝对涌出量为24.8325.9m3/min。自建井以来，十矿共发生7次煤与瓦斯突出，煤与瓦斯突出

48、一直是影响十矿安全生产，制约其生产能力的重大问题。目前，十矿回采工作面瓦斯涌出构成是普通涌出，暂时无瓦斯喷出，回采工作面煤壁、回采巷道围岩煤体、采空区及被采落的煤、矸是十矿回采工作面主要瓦斯来源。通过收集、整理大量的瓦斯通风数据，汇总了采面的有代表性的一些数据（表4-1）。表4-1 十矿回采工作面瓦斯涌出量统计表工作面名称日期日产量风排瓦斯量抽采量绝对量相对量平均标高/年/月/tm3/minm3/minm3/minm3/t/m1103外2006.18744.891.0525.949.79-2302006.29194.181.0525.238.20-2302006.39064.471.0525.

49、528.78-2302006.49124.541.0525.598.83-2302006.59304.291.0525.348.27-2302006.79104.631.0525.699.00-2302006.88734.251.0525.318.76-2302006.98783.791.0524.847.94-2302006.119013.521.0524.577.31-2302006.128973.451.0524.507.22-2302007.18743.071.0524.126.79-2302007.28752.831.0523.886.39-2302009.36673.315.458

50、.7618.90-3152009.47312.465.457.9115.58-3152009.56002.545.457.9919.17-3152009.67242.835.458.2816.46-3152009.77672.985.458.4315.82-3152009.88333.385.458.8315.26-3152009.99003.575.459.0214.44-3152009.108932.995.458.4413.62-3152009.1110112.925.458.3711.93-3152009.1210323.095.458.5411.92-31511072006.1518

51、3.805.979.7727.15-3502006.26294.315.9710.2823.54-3502006.35013.865.979.8328.24-3502007.65122.965.978.9325.12-34011032006.74543.284.567.8424.88-2952006.84423.394.567.9625.93-3052006.94533.304.567.8625.00-3052006.104743.164.567.7223.44-3052006.114462.694.567.2523.42-30512042006.43731.983.95.8822.70-2752006.54383.633.97.5424.78-2752007.14372.063.95.9619.64-2752007.24181.953.95.8520.14-2752007.35981.893.95.7913.95-2752007.44713.363.97.2622.18-275110512006.124413.163.526.6821.83-2702007.35953.873.527.3