安全工程毕业设计（论文）新安煤矿12241工作面煤与瓦斯突出规律

1、本科生毕业设 计 姓 名： 学 号： ： 学 院： 应应用技用技术术学院学院 专 业： 安全工程安全工程 设计题目：新安煤新安煤矿矿 12241 工作面煤与瓦斯突出工作面煤与瓦斯突出规规律及律及 防治技防治技术术 指导教师： 职 称： 讲师讲师 2009 年 6 月 徐州 中国矿业大学毕业设计任务书 学院应应用技用技术术学院学院 专业年级 安全安全 05-3 学生姓名 任任务务下下达达日日期期： 2009 年年 3 月月 10 日日 毕业设计日期：毕业设计日期： 2009 年年 3 月月 10 日至日至 2009 年年 6 月月 5 日日 毕业设计题目：毕业设计题目：新安煤新安煤矿矿 1224

2、1 工作面煤与瓦斯突出工作面煤与瓦斯突出规规律律 及防治技及防治技术术 毕业设计主要内容和要求：毕业设计主要内容和要求： 本本设计设计的主要内容的主要内容为为 12241 工作面的防突和瓦斯治理工作面的防突和瓦斯治理 技技术术，由于，由于经过实验经过实验， ，现场现场的的调查调查和数据分析，判定和数据分析，判定 12241 工作面工作面为为突出工作面，瓦斯涌出量大，煤突出工作面，瓦斯涌出量大，煤层层瓦斯含瓦斯含 量大且不宜抽出。量大且不宜抽出。为为了能安全生了能安全生产产，采取了一系列的措施。，采取了一系列的措施。 来来预预防工作面的突出和治理工作面的瓦斯。采用了：上下防工作面的突出和治理工作

3、面的瓦斯。采用了：上下 巷本煤巷本煤层钻层钻孔，工作面浅孔抽放，上拐角埋管抽放。来解孔，工作面浅孔抽放，上拐角埋管抽放。来解 决决 12241 工作面的瓦斯。工作面的瓦斯。针对针对 12241 工作面工作面设计设计了防突了防突 措施。用区域防突和局部防突来治理措施。用区域防突和局部防突来治理 12241 工作面的突工作面的突 出。并用采用出。并用采用钻钻孔瓦斯涌出初速度指孔瓦斯涌出初速度指标标 q、 、钻钻屑解吸指屑解吸指标标 法法 h2 效果效果检验检验方法，来方法，来检验检验 12241 工作面是否达到消工作面是否达到消 除突出的条件。以此来防治除突出的条件。以此来防治 12241 工作面

4、的突出。工作面的突出。 院长签字： 指导教师签字： 中国矿业大学毕业设计指导教师评阅书 指导教师评语（基础理论及基本技能的掌握；独立解决实际问题的 能力；研究内容的理论依据和技术方法；取得的主要成果及创新点； 工作态度及工作量；总体评价及建议成绩；存在问题；是否同意 答辩等）： 成 绩： 指导教师签字： 年 月 日 中国矿业大学毕业设计评阅教师评阅书 评阅教师评语（选题的意义；基础理论及基本技能的掌握；综合 运用所学知识解决实际问题的能力；工作量的大小；取得的主要成果 及创新点；写作的规范程度；总体评价及建议成绩；存在问题； 是否同意答辩等）： 成 绩： 评阅教师签字： 年 月 日 中国矿业大

5、学毕业设计答辩及综合成绩 答 辩 情 况 回 答 问 题 提 出 问 题 正 确 基本 正确 有一 般性 错误 有原 则性 错误 没有 回答 答辩委员会评语及建议成绩： 答辩委员会主任签字： 年 月 日 学院领导小组综合评定成绩： 学院领导小组负责人： 年 月 日 摘 要 新安煤矿是年产 150 万吨的现代化矿井，是国家一级企业。自 1988 年底 建成投产以来，已有 21 年的开采历史，近年随着开采深度的增加，矿井瓦 斯涌出量和涌出形式也随之发生变化，针对新安矿区采至深部后，由于开 采历史长，再加上井深巷远，地质构造复杂，瓦斯灾害的危险性增大，影 响矿井安全生产的实际情况。本文采用了理论分析

6、和实际的条件相结合的 方法对新安煤矿瓦斯突出规律及防止技术进行了研究。 在采取被动的瓦斯治理措施不仅影响安全生产，而且直接影响到经济效 益的提高和现代化矿井的有序管理。因此，本文在对煤层瓦斯的基本参数 的测定以及煤层瓦斯赋存和涌出规律的研究基础上，预测和研究了煤层瓦 斯赋存规律及其主要影响因素。矿井局部瓦斯积聚规律，对工作面突出危 险性进行了划分，并根据规律提出了针对性的防治措施。 选取具有代表性的 12241 工作面，为研究对象，在充分收集现场资料的 基础上，通过分析，总结，得出矿井瓦斯涌出的特性和原因，并针对性的 提出了防止措施。 研究成果可以使得新安煤矿在采掘工作期间瓦斯能够得到更加有效

7、的治 理，对指导新安煤矿的安全生产，减少瓦斯灾害造成的经济损失，提高矿 井的总体效益具有十分重要的意义。 关键词：瓦斯涌出； 基本参数； 瓦斯赋存； 涌出规律； 瓦斯治理 abstract xin an is a modernized and state enterprise whose production is 150 million tons.since 1988 went into operation,has over 21 years of mining history.in recent years,with increased depth of mining,gas emissi

8、on and emission format changes have also taken place,aimed to the condition that the gas is becoming more and more dangerous that has affected the safe production of the mine when deep mining in xinan groups,because of the long mining history,deep mine,long roadway,complicated geological structure,t

9、he rule of gas emission and the technology of gas control in seep mining of xinan groups has been studied by the means of theory analysis combined with simulation experiment. reactive gas control measures will not only impact on safety production,but also directly influence the improvement of econom

10、ic modernization and the orderly management of mine.therefore,in this paper on the basic parameters of coal seam gas in the coal and gas emission occurs and the law on the basis of the study,prediction and research,a local coal mine gas accumulation in the law,and under the laws of targeted preventi

11、on and control measures. 12241 face are choosed as the study object.based on actual datas collected adequately,the feature and reason of the gas flooding in the mines haved been gained through analysis and summarizing.the meaures for gas control are brought forward according to the actual conditions

12、 of the working feces and heading faces in the two mines. the gas in xinan groups whenn mining and driving is controled with more efficiency by use of the research results.the results has very important meaning to guide the safe production in the xinan groups,reduce the loss caused by the gas disast

13、er and increase the total benefit of the mines. keywords: gas flooding； the basic parameters of gas occurrence； the ground rules； and gas management. 目 录 第第 1 1 章章 绪论绪论1 1 1.1 研究背景及意义 1 1.2 我国煤与瓦斯突出现状 2 1.3 课题主要研究内容3 第第 2 2 章章 新安煤矿及新安煤矿及 1224112241 工作面概况工作面概况5 5 2.1 新安煤矿概况 5 2.2 煤层赋存情况 6 2.3 二 1 煤层变

14、化情况8 2.4 新安煤矿断层情况10 2.5 新安煤矿煤与瓦斯赋存情况12 2.5.1 瓦斯分带性明显 12 2.5.2 瓦斯含量分布特征 13 2.6 12241 工作面概况 14 2.6.1 煤层特征 14 2.6.2 工作面通风情况14 第第 3 3 章章 1224112241 工作面瓦斯参数测定工作面瓦斯参数测定 1515 3.1 煤层瓦斯压力测定15 3.1.1 间接测定方法 15 3.1.2 直接测定煤层瓦斯压力的方法 16 3.2 瓦斯放散初速度p，煤层坚固性系数 f19 3.2.1，煤层坚固性系数 f 的测定方法及步骤19 3.2.2 煤体瓦斯放散指数p 的测定方法与步骤：

15、20 3.3 煤层瓦斯含量测定22 第第 4 4 章章 煤层瓦斯赋存规律及主要影响因素煤层瓦斯赋存规律及主要影响因素 2525 4.1 二 1 煤瓦斯赋存特征25 4.1.1 瓦斯分带性明显 26 4.1.2 瓦斯含量分布 26 4.2 煤厚对煤层瓦斯赋存的影响 26 4.2.1 煤层厚度变化特征及分析 27 4.2.2 煤层厚度变化与瓦斯赋存的关系 28 4.3 围岩对瓦斯赋存的影响29 4.3.1 煤层直接顶板泥岩厚度与瓦斯赋存之间的关系 29 4.3.2 煤层顶板大占砂岩厚度与瓦斯赋存之间的关系29 4.3.3 煤层顶板岩性、厚度及组合对煤层瓦斯赋存的影响 30 4.3.4 岩层有效厚度

16、范围的确定 30 4.3.5 评价参数的确定 31 4.3.6 煤层顶板岩性、厚度及组合与煤层瓦斯赋存之间的关系 32 4.4 煤层埋深与瓦斯赋存的关系33 4.5 煤层瓦斯含量预测34 第第 5 5 章章 工作面煤与瓦斯突出危险性预测工作面煤与瓦斯突出危险性预测 3737 5.1 煤层突出区域危险性预测方法的选择 37 5.2 单项指标法 37 5.3 瓦斯地质统计法 39 5.4 瓦斯压力指标法 40 第第 6 6 章章 1224112241 工作面瓦斯治理技术和防突技术工作面瓦斯治理技术和防突技术 4242 6.1 瓦斯抽放系统：42 6.2 瓦斯抽放设计44 6.2.1 上下巷本煤层钻

17、孔 44 6.2.2 工作面浅孔抽放 45 6.2.3 上拐角埋管抽放 45 6.2.4 第一高位钻场钻孔 45 6.2.5 第二高位钻场钻孔 47 6.2.6 第三高位钻场钻孔 48 6.2.7 打钻设备 50 6.3 瓦斯抽放量计算50 6.3.1 12241 工作面相对瓦斯涌出量计算 50 6.3.2 采面瓦斯储量与可抽量 53 6.4 12241 工作面防突设计53 6.4.1 区域防突措施 53 6.4.2 局部措施 54 6.4.3 效果检验方法 54 6.4.4 安全防护 55 6.4.5 其它 55 6.6 钻孔施工安全技术措施56 第第 7 7 章章 结论结论 5959 7.

18、1 主要结论59 参考文献参考文献6161 致致 谢谢6262 第 1 章 绪论 1.1 研究背景及意义 煤炭是我过的主要能源，占一次能源构成的 70%左右，但煤矿开采中发 生的灾害事故，造成的人身伤亡和对生态环境的破坏也是巨大的。特别是 2004 年 10 月到 2005 年 2 月，在不到 5 个月的时间里，河南大平，陕西陈 家川，辽宁孙家湾连续发生了三起特别重大的瓦斯事故，死亡人数屡创新 高，不仅造成了巨大的生命和财产损失，而且产生了严重恶劣的社会影响。 由于近年来国家加大了对煤矿安全的治理，所以煤矿安全生产的总趋势 有所好转，管理水平也有所提高。无论是从事故死亡人数，还是百万吨死 亡率

19、看，目前我过煤矿安全总的发展趋势是逐步好转的。但是，不得不引 起重视的是近几年来我国煤矿的特大事故情况非常不稳定，还没有从根本 上得到控制。30 人以上的特别重大事故频发。以 2005 年为例，发生 10 人 以上特大事故 58 起，平均每周一起左右，死亡 1739 人，占全国特大事故 起数的 43.3%，占全过特大事故死亡人数的 57%；发生死亡 30 人以上的特 别重大事故 11 起，死亡 961 人，分别占全国特别重大事故起数的 64.7%和 死亡人数的 80.1%，煤矿仍然是我国工矿企业中安全形势最为严峻的行业。 而且由于我过目前煤矿生产面多的主要开采条件是地质构造复杂，埋藏深， 高瓦

20、斯，煤层赋存不稳定的煤田，自然条件和生产环境的变化使得不安全 因素增多，危险更加严重。所以安全工作仍然是煤矿工作中的一个最重要 的工作。 而在煤矿灾害中，瓦斯灾害严重是我国煤矿重特大事故频发的主要原因， 而瓦斯灾害严重与我国复杂的煤层赋存条件是分不开的。我过的煤矿 95%为 井工开采，绝大多数瓦斯矿，且高瓦斯矿井和瓦斯突出矿井占 48%，突出灾 害的发生次数为世界之最，每年达数百次。突出的规模为几百吨，几千吨， 甚至超过万吨，需要解决的技术难题多。据统计，2004 年底全国 25236 处 煤矿差不多都是瓦斯矿井，其中 30%左右是高瓦斯与突出矿井，有煤尘爆炸 危险的矿井占 87%，有自然发火

21、危险的矿井接近 50%，60%70%是在复杂和 极复杂的构造条件下进行开采。随着开采深度的加深和扩展，瓦斯，水， 火灾，矿压等，对煤矿安全的威胁日趋严重。我国煤矿开采的煤层大多属 于石炭二叠纪的煤层，瓦斯含量大，煤层透气性低，地质构造复杂，不易 在开采前抽放瓦斯，但在采掘时，瓦斯放散量大，再加上开采煤层地质条 件复杂和开采规模的扩大，开采集约化程度的提高，导致采动诱发的应力 场，煤岩体裂隙场及瓦斯流动场的变化更加复杂多变，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。在一定条件下容易 诱发煤与瓦斯突出和瓦斯的突然涌出现象，造成瓦斯事故。 近年来，随着矿井生产机械化水平和生产

22、集约化的提高，以及不少特大 型矿区例如抚顺，淮南，平顶山，鸡西，鹤岗等相继进入深部开采。特别 是以高产高效为基本特点的集约化生产技术的采用，已有的瓦斯灾害防治 技术及装备已经不能有效的控制矿井重大瓦斯灾害事故的发生。不少煤矿 由低瓦斯矿井变为高瓦斯矿井；原来没有煤与瓦斯突出的矿井变为有突出 危险性的矿井，义马煤业集团公司下属的各煤矿在这方面表现尤为突出； 煤尘产生量增大及煤尘危害变的更加严重；大功率采掘机随时都有产生摩 擦火花引发瓦斯爆炸的可能，致使发生瓦斯煤尘爆炸的潜在危险性增大， 恶性瓦斯事故时有发生。而且近年来，少数矿井由于瓦斯赋存规律不明， 对突出的局部瓦斯异常涌出疏于防范，重大瓦斯事

23、故时有发生（据近年来 的资料统计，该类瓦斯事故占 25%） ，给国家和人民生命财产造成巨大损失。 瓦斯灾害是我国煤矿最严重的灾害之一，煤矿特大及特别重大瓦斯（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 重地影响了我国的国际声誉。同时，瓦斯因素还极大地限制了矿井生产能 力的发挥，在高瓦斯矿井中，采煤，掘进，运输机机械化装备难以发挥其 效能，降低了生产效率。此外，全国每年有 100 亿 m3 以上的瓦斯排入大气， 既浪费了宝贵的煤层气资源，也污染了环境。因此，煤矿瓦斯灾害的防止 和煤层气开发和控制各种瓦斯事故的发生，从根本上解决我国的煤矿安全 问题。 新安煤矿是年产 15

24、0 万吨的现代化矿井，是国家一级企业。自 1988 年 底建成投产以来，已有 21 年的开采历史。整个井田划分为两个水平：水 平为+150m-50m，水平为-50m-150m。 随着开采深度的增加，矿井瓦斯涌出量和涌出形式也随之发生变化，由 于井田内地层倾角平缓，构造简单，并以封闭式断裂为主，煤层较厚，且 变质程度较高，瓦斯赋存条件较好，因此瓦斯含量较大。采取被动的瓦斯 治理措施不仅影响安全生产，而且直接影响到经济效益的提高和现代化矿 井的有序管理。因此，开展瓦斯突出规律和防治技术的研究，预测和研究 矿井局部瓦斯积聚规律，采取针对性的防治措施加以治理，是急待解决的 研究课题。 1.2 我国煤与

25、瓦斯突出现状 煤与瓦斯突出的危害有： （1）危及井下作业人员生命安全 （2）破坏矿井正常的生产秩序 （3）破坏井下设备和建筑物，如摧毁支架、推倒矿车、破坏通风设施 （4）诱发其它灾害事故，如瓦斯煤尘爆炸、瓦斯燃烧 （5）严重影响矿井经济效益 煤与瓦斯突出是煤层开采过程中严重的自然灾害之一，是煤矿井下发 生的一种复杂的有煤，岩和瓦斯参与的动力现象。我国是世界上煤与瓦斯 突出最严重的国家之一，每年要发生 100 多起，煤与瓦斯突出事故，造成 上百人死亡。我国最早有记载的煤与瓦斯突出突出事例是 1950 年 5 月 1 日 辽源矿务局富国二井在垂深 280 米煤巷掘进时发生的，截止到 2000 年底

26、， 我国已累计发生突出 15000 余次，占世界各国总突出次数的 40%以上，已成 为世界上煤与瓦斯突出灾害最为严重的国家。 目前，我国有 800 多个突出矿井，其中国有重点煤矿 130 个，地方煤 矿 300 多个，乡镇煤矿 400 多个，各个采煤省份几乎都有突出矿井。严重 突出的矿区有北票、六枝、南桐、天府、芙蓉、松藻、英岗岭、涟邵、白 沙、焦作、鸡西、阜新、沈阳等，一般突出矿区有平顶山、淮南、淮北、 丰城、萍乡、阳泉、鹤壁等 。1988 年以前，每年突出近千次，最多的一年 是 1980 年,发生了 1151 次突出。1988 年后，随着防治煤与瓦斯突出细则 的颁步，我国突出矿井全面开以突

27、出危险性预测、防治突出措施、措施效 果检验和安全防护措施为标志的四位一体综合防突措施，年突出次数明显 下降，目前年突出次数维持在 200300 次。 河南省是我国的产煤大省。七十年代，突出主要发生在焦作局和安阳局龙 山煤矿。目前，河南省的绝大多数矿区都发生过煤与瓦斯突出，而且突出 具有日趋严重的趋势，已成为我国煤与瓦斯突出灾害最为严重的省份之一。 1.3 课题主要研究内容 建井期间和矿井投产以来，个别地段出现的瓦斯集中涌出现象和偶然发 生的瓦斯局部聚集，是发生瓦斯事故的隐患。要杜绝事故隐患，保证生产 的正常进行，单凭勘探提供的瓦斯资料已显得远远不够，并且随着矿井生 产的发展，和开采强度的增大，

28、进一步弄清矿井开采煤层瓦斯的赋存和涌 出规律，以便对煤层瓦斯实施科学管理和针对性的防治就显得十分必要。 本文主要研究新安煤矿的新安煤矿煤与瓦斯突出规律与防治技术。选取 12241 工作面为代表，研究 12241 工作面瓦斯突出规律与防治技术。从而对 整个矿井提供参考依据。 1）煤层瓦斯基本参数测定 主要研究测定 12241 工作面煤层瓦斯压力测定，瓦斯放散初速度p，煤 层坚固性系数 f,，煤层瓦斯含量测定，工业分析 a，b 值的测定，瓦斯含量 的计算。 2）根据煤层瓦斯基本参数测定结果，研究分析 12241 工作面煤层瓦斯赋 存规律，突出危险性及其瓦斯涌出情况。 3）根据上述测定的瓦斯基础参数

29、，瓦斯分布规律和突出危险性的研究结 果，并参照目前国内外先进的瓦斯治理技术和结合 12241 工作面煤层赋存 的实际情况，分别提出测定区域工作面的瓦斯治理有效措施，为该区域的 采掘工作提供一定的技术保障。 第 2 章 新安煤矿及 12241 工作面概况 2.1 新安煤矿概况 新安煤矿是义马煤业集团所属的大型矿井，位于新安县城以北 15km，东 距洛阳 33km，为石寺、北冶、正村及仓头四个乡管辖。地理坐标为：东经： 11202301121400；北纬：344500345430井田 东以 f29及 f2断层为界；西以第三勘探线为界，浅部以二1煤层底板+150m 等高线为界，深部以二l煤层底板-2

30、00m 等高线为界。井田走向长 15.5km， 倾向宽 3.5km，面积 50.3km2。陇海铁路和连霍高速公路及 310 国道从井田 南部经过，区内交通便利。 井田走向长 15.5km，倾斜长 3.5km。井田东以 f29及 f2断层为界，西以 第三勘探线为界，浅部以二1煤层底板+150m 等高线为界，深部以二 l 煤层 底板-200m 等高线为界。井田面积 50.3 km2。 新安矿于 1978 年建井，1982 年由河南煤矿设计研究院修改初步设计， 设计生产能力 150 万 t/年，服务年限 80 年。2006 年矿井核定年生产能力 为 150 万 t，2006 年实际产量为 150 万

31、 t。矿井地质构造简单，保有储量 2.3 亿 t，可采储量 1.68 亿 t。矿井开采单一煤层，即山西组二1煤，煤种为中 灰、中硫、低磷粉状贫瘦煤，煤层倾角 5-15o，煤尘有爆炸危险性，为三类 不易自燃煤层。 2005 年前，矿井历年的瓦斯等级鉴定均为高瓦斯矿井。随着开采深度的 增加，2005 年曾多次出现了瓦斯动力现象于 2005 年 12 月，由河南省煤炭 工业局正式下文确定为煤与瓦斯突出矿井，开采的二1煤层具有煤与瓦斯突 出危险性。2006 年瓦斯等级鉴定为突出矿井，绝对瓦斯涌出量为 34.49 m3/min,相对瓦斯涌出量为 12.13 m3/t。 矿井采用斜井双水平上下山开拓方式。

32、主斜井 1 个，承担全矿井煤炭提 升任务。副斜井 2 个，副 1 斜井用于进风、下料和提矸，副 2 斜井用于升 降人员和进风。详见新安煤矿井筒特征表 新安煤矿主副井筒特征表 2.1 名称 井口标 高 （m） 倾 角 (度) 长度 (m) 支护方式 皮带及 绞车型 号 钢丝绳 型号 主斜井+305141350.8砌碹、锚喷 dx- 1000 gx- 3500 副 1 斜 井 +30718912 锚喷、料石2jk- 3/30 副 2 斜 井 +30718913 锚喷2jk- 3/30 67- 32 2.2 煤层赋存情况 本井田含煤地层有太原组、山西组、下石盒子组及上石盒子组，属多 煤组多煤层地区。

33、含煤地层总厚约 576m，共含煤六组，计 28 层煤。煤层总 厚 7.30m，含煤系数 1.27 ，全井田仅二1煤层大部分可采，其它煤层均 属不可采或偶尔可采。可采煤层二1煤平均厚 4.22m，可采含煤系数 0.73。见表 2.2。 煤层名称及编号赋存情况 含 煤 地 层 煤组 名称 标志 层 地方 名称 原报 告 编 号 本报 告编 号 发育 情况 可采 情况 备注 平 顶 山 组 sp 八煤 组 七煤 组 烟炭1 烟灰2 1 煤 21煤 七3 七2 七1 偶见 常见 常见 不可采 偶尔可 采 偶尔可 采 连不成 片段 六煤 组 st 五煤 组 中三 五3 五2 五1 偶见 偶见 常见 不可

34、采 不可采 不可采 石 盒 子 组 下 段 四煤 组 连五3 连五2 连五1 6 煤 7 煤 8 煤 四5 四4 四3 四2 四1 偶见 常见 偶见 常见 偶见 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 三煤 组 ss nd 紫夹煤9 煤 二 迭 系 下 统 下 石 盒 子 组 二煤 组 sd se 10 煤 112煤 123煤 134煤 二5 二4 二3 二2 二1 偶见 常见 常见 偶见 普遍发 育 不可采 不可采 偶尔可 采 不可采 大部可 采 连不成 片 主采煤 层 新安井田含煤性简表 2.2 主要可采二1煤层，位于山西组下部，全层厚度 018.88m，平均厚 4.22m。煤层结构较简单

35、，局部含夹矸 12 层（0502 孔见夹矸四层） ，单层 厚 0.040.70m，岩性为砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩。 2.3 二 1 煤层变化情况 钻孔煤层厚度变化 1.钻孔所见煤厚变化：井田内穿过二1煤层位的钻孔 123 个。按所见煤 层厚度统计：不可采点占 15（无煤点 3） ，薄煤层占 8，中厚煤层占 34，厚煤层占 34，特厚煤层（10m 以上）占 9，煤层厚度跨越了所有 煤厚等级（见表 2.3） 。 据钻孔揭露情况，沿走向及倾向见厚煤带、薄煤带相邻出现，且有不 山 西 组 石 炭 系 上 统 太 原 组 一煤 组 l7 l14 小煤 六煤 五2煤 五1煤 四2煤 四1煤 三2煤 三1煤

36、 二煤 底煤 14 煤 15 煤 17 煤 18 煤 20 煤 21 煤 23 煤 24 煤 25 煤 一9 一8 一7 一6 一5 一4 一3 一2 一上 一1 偶见 偶见 常见 偶见 偶见 常见 偶见 常见 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 不可采 一1煤 因控制 不足， 可采情 况尚难 定论。 可采点（包括无煤点）及特厚点分布其间，但煤层变化不具方向性。 通过 250375m 孔线距解剖 12 采区，及以 80250m 工程间距对煤层 突变点（无煤点、不可采点、特厚点）作加密控制，见不可采带及特厚点 的分布范围一般小于 200m，最大不超过 250m。 钻孔

37、所见煤厚变化情况统计表 表 2.3 煤厚等级(m)频数(个)频率(%)累计频率(%) 00.79191515 0.81.309823 1.313.50423457 3.519.9423491 10 以上119100 合计123 煤层顶、底板与煤层变化的关系 据钻孔及矿井揭露，煤层顶板多为灰深灰色中厚层状细中粒砂岩， 部分地段为粗粒（即大占砂岩） 。在石寺镇以西，大占砂岩与煤层之间常有 一层深灰色富含植物化石的砂质泥岩，部分地段还见有薄层炭质泥岩或泥 岩伪顶。据井下观察，煤层顶板平整。 底板为灰及深灰色粉细砂岩夹灰黑色泥质条带，富含黄铁矿结核， 具波状及透镜状层理，局部为深灰色泥岩或砂质泥岩，亦

38、见有 0.100.50m 厚的炭质泥岩伪底。据井下观察，煤层底板起伏。由于煤层顶板平整而底 板起伏，因而引起了煤层厚度与形态变化。底板下凹处煤层变厚，下凹幅 度越大，则形成了特厚的煤包；底板凸起处则煤层变薄乃至尖灭。使煤层 呈现出厚薄相间且有不可采带、无煤带及特厚点夹杂其间的似藕节状形态。 二1煤层稳定性评价 截止 2004 年底，井田内钻孔密度已达 2.3 个/km2，第一水平已用 500 米线孔距控制，并以 250375 米孔线距解剖了 12 采区，对煤层突变点以 80150250 米工程间距加密控制，同时均匀收集了新安煤矿近十多年生 产采掘巷道所揭露见煤点 50 个，通过计算，二1煤层可

39、采性指数 km=0.5， 煤层厚度变异系数 =35，该煤层厚度虽变化较大，但不可采面积小，属大 部分可采煤层，结构较简单，其稳定程度属较稳定至不稳定，即类至 类，定为类。 2.4 新安煤矿断层情况 井田内规模比较大的断层主要有 f58、f2和 f29三条断层，均为井田边 界断层。 1、f58断层，又称龙潭沟断层或岸上断层，为斜交正断层。位于矿区 西南部边界龙潭沟、山神庙一带，走向 n4050w，倾向 ne，倾角 7080，落差由北向南为 50m200m，地表断层迹象明显，由龙潭沟、 山神庙一带为多个地质点控制，均见奥陶系灰岩与太原群地层接触，在矿 区内二1煤0m 标高以上，已有 302 孔穿过

40、本断层，该断层基本控制。 2、f2断层，亦称许村断层，为斜交正断层。自学村经 80 号孔附近过 畛河经陈湾南沟、石家门外向东延展，走向近 ew，倾向 nnne，倾角 6570，落差 150200m，为井田东北部边界断层。 3、f29断层，为斜交正断层。该断层在地表自老大沟经眷庄村延伸至畛 河后交于 f2，为井田东北部边界断层。地表所见落差 25m50m，走向 nnw，倾向 sww，倾角 6570，勘探中有补 8、补 9、补 10 及 3501 钻 孔等地质点控制。 除了上述主要边界断层外，井田周边尚发育一些规模不等的断层，落 差大多为 535m，延伸长度一般在 1000m 范围之内（表 2.4

41、） ，断层分布与 特征具有以下特点： 以正断层为主。在统计的 27 条断层中，有 25 条正断层，2 条逆断 层。逆断层见于井田北部的丘沟和张窑院两地，在地表均表现为煤系地层 底部的奥陶系灰岩与本溪组地层被错开。 断层产状。断层走向以斜交方向为主，其次为走向方向，沿倾向最 少；断层倾向表现为向两个相反的方向倾斜；断层倾角大多在 6070 之间。 断层落差。在统计的 27 条断层中，断层平均落差 18m，落差小于 10m 的断层有 11 条，占统计断层总数的 41%，落差小于 20m 的断层有 19 条， 图 4-7 占统计断层总数的 70%，落差在 20m 以上的断层总共只有 8 条，占统计断

42、层 总数的 30%，落差大于 35m 的断层总共只有 4 条，占统计断层总数的 14.8%。 编 号 位置 性 质 走 向 ( ) 倾向 () 倾 角 ( ) 落 差 (m ) 主要特征 f1 10 丘沟东403105二1煤被错开 f3 3 贾沟603306735c2与 o2呈断层接触 f3 2 贾沟东401307035 p12紫色泥岩与大占砂 岩断层接触 f3 1 石寺西侧501407020 p12紫色泥岩与 p11断 层接触 f3 0 梁庄453157520 石盒子组中部错动长 410m f4 7 仑西沟7040-3407070p12紫色泥岩不连续 f4 1 学村西南 走 向 正 断 层

43、55458010 f2分支，p12紫色泥岩 不连续 f5 5 丘沟315453530 逆断层，o2灰岩盖在 c2之上 f3 5 窑院东102807525 逆断层，o2与 c2被错 开 f1 9 石寺河320507030o2被错开 f3 6 上孤灯正 西 倾 向 正 逆 断 层 310406540o2与 c2断层接触 f3 7 丘沟西北3502606520o2与 c3顶部接触 f5 6 丘沟北29020 不 详 10 o2与 c2铝土质泥岩断 层接触 f3 4 西岭界3202307025 o2与 c2断层接触，自 f36 向 ne 延伸 f5 7 南岭60330 不 详 5c2不连续 f1 3

44、簸箕凹岭027070 2- 10 北端 p11和南端石盒 子组本身错动 f5 1 0907015 山西组与石炭系断层 接触 f4 5 马家坡290208015 上石盒子组四煤组不 连续 f4 2 瓜皮岭280190706 四煤组不连续，地表 长 750m f1 00 陈湾村头2902005 上石盒子组地层不连 续 f1 03 3702 孔东 北 斜 交 正 断 层 3202305p21上部砂岩断开 新安煤矿断层统计表 表 2.4 断层空间分布极不均匀，成组成群发育。井田西南部靠近 f58断层 附近，有 15 条断层，占统计断层总数的 56%，井田东北部靠近 f29和 f2断 层附近，有 10

45、条断层，占统计断层总数的 37%，而在井田内广大区域只发 育有 2 条断层，而且落差均较小。反映出边界断裂对新安井田内断层分布、 落差及产状具有明显控制作用。 2.5 新安煤矿煤与瓦斯赋存情况 由于井田内地层倾角平缓，构造简单，并以封闭式断裂为主，煤层较 厚，且变质程度较高，瓦斯赋存条件较好，因此瓦斯含量较大。本矿按突 出矿井管理，矿井相对瓦斯涌出量 10.12m3/td，绝对涌出量 33.64m3/min。 2.5.12.5.1 瓦斯分带性明瓦斯分带性明显 自二1煤层露头向深部依次出现瓦斯风化带（co2-n2、n2- ch4）和瓦 斯带，大致沿煤层走向呈带状分布，局部地段与煤层底板等高线斜交

46、，但 交角一般比较小。 瓦斯风化带与瓦斯带的分界线位置大约位于煤层底板标高+150m 一线。 +150m 标高以上为瓦斯风化带，ch4成份80%，含量在 4.0m3/t 以下； +150m-200m 之间应属瓦斯带，ch4成份80%，含量为 412.42m3/t。 新安矿边界浅部标高+150m，深部-200m，因此，整个井田完全处在瓦 斯带内。 在瓦斯带内+50-100 m 标高 1419 勘探线（东一、东三采区的局部 地段）之间，有一椭圆形瓦斯风化带，轴线在 15081606170718091907 一线，带内瓦斯含量较正常值明显偏低， 最小瓦斯含量仅 3.69 m3/t，形成一低值区。 2

47、.5.22.5.2 瓦斯含量分布特征瓦斯含量分布特征 f1 04 赵家坡3402508212p21本身错动 f1 05 无粮店333243 4- 6 七煤组被错开 f1 06 280190508七煤组被错开 f1 08 北沟东3422526020 p21本身错动，向北延 展到狂口区 f1 09 梁庄东3002105 p21本身错动，长 600m f4 8 仑西沟355857515山西组本身被错开 总体上来看，瓦斯含量自二1煤层露头向深部逐渐增大，瓦斯含量等值 线与煤层底板等高线走向一致或小角度相交。标高+150m 一线瓦斯含量约 4.0m3/t，至井田深部-100m 一线瓦斯含量达到 10m3

48、/t 以上。从-100m- 200m 瓦斯含量变化不明显，主要原因是控制钻孔稀少，统计意义不强，反 映不出瓦斯含量变化趋势。 井田内瓦斯含量有一个明显的高值区和低值区。上部低值区也是瓦斯 风化带分布区，高值区在标高-25-125m 之间，以及与 1116 勘探线围限 的范围，轴线在 119120513071502 钻孔一线，最大瓦斯含量达到 12.42m3/t。 近年来生产矿井瓦斯涌出量相关数据和瓦斯等级如表 2.5。 历年瓦斯鉴定统计表 表 2.5 2.6 12241 工作面概况 2.6.12.6.1 煤层特征煤层特征 年份 绝对瓦斯涌 出量 m3/min 相对瓦斯涌 出量 m3/t 二氧化

49、碳涌 出量 m3/min 瓦斯等级 19898.837.365.38低沼 19908.77.515.92低沼 199111.8314.8210.67高沼 199212.8113.629.85高沼 199315.0911.137.3高沼 199412.7412.016.04高沼 199512.1810.974.68高沼 19962.734.822.22低沼 199710.2310.185.82高沼 19987.7710.554.98高沼 19997.7710.554.98高沼 200012.4716.93.34高沼 200122.6514.423.74高沼 200215.27.53.23高沼 2

50、00322.3791.93高沼 200428.8410.537.2高沼 12241 工作面位于 12 采区下山西翼，上邻 12221、12241 工作面间保护 煤柱，下邻 12241、12261 工作面间保护煤柱。西邻 12、14 采区下山保护 煤柱，东邻 12 下山保护煤柱。地表无水体及建筑物，回采面积 72055m2， 工作面走向长度 596m，倾向长度 121m，煤层倾角 5100，该工作面煤层厚 度变化较大，厚度 05.5m，平均厚度 3.3m，煤层结构简单，偶见夹矸， 含硫铁矿结核，伪顶为炭质泥岩，厚 0-1.5 米，直接顶为泥岩，平均厚 2.2 米，老顶中沙岩，俗称“大占砂岩” ，

51、平均厚 9.6 米，自燃发火期 6 个月， 为不易自燃煤层，煤尘爆炸指数 15.56，具有爆炸危险性。工作面工业储 量 33.1 万 t，可采储量 30.7 万 t。 2.6.22.6.2 工作面通风情况工作面通风情况 12 采区采取 12 轨道、12 皮带下山进风，专回回风的独立分区通风方 式，采区总进风 3247m3/min，总回风量为 3271m3/min。12 风井各安装 2 台 g4-73-11n028d 离心式通风机，12 区风井主扇电机型号为 y5003-10、功 率为 500kw。12241 工作面采取“u”型通风方式，为皮带平巷进风、轨道 平巷回风的全负压工作面，通风路线：1

52、2 轨道、12 皮带下山12241 皮带 平巷工作面12241 轨道平巷回风联络巷12 专回。绝对瓦斯涌出量 6.5-9.2m3/min。利用 12 区现有的通风能力，为满足 12241 综采面的配风 需求，对 12241 综采面进行通风系统改造，变从皮带下山单一进风改造为 从 12 轨道、12 皮带下山进风均，减小了通风阻力，提高了采面配风量；通 过通风系统改造，最大限度地加大了该面的配风量，配风量可达到 800 m3/min 以上，以增加风排瓦斯量，最大限度地降低工作面、上拐角、回风 流的瓦斯浓度，满足 12241 综采面的需风量。为 减小回风阻力，对 12241 上下巷、12 专回进行扩

53、修，保证 12241 上下巷净断面不小于设计断面的 2/3。 第 3 章 12241 工作面瓦斯参数测定 煤层瓦斯参数测定主要包括：煤层瓦斯压力测定，瓦斯放散初速度p， 煤层坚固性系数 f,，煤层瓦斯含量测定，工业分析 a，b 值的测定，瓦斯含 量的计算。 3.1 煤层瓦斯压力测定 煤层瓦斯压力是煤层瓦斯流动和涌出的最基本的参数；因此，准确测定 煤层瓦斯压力不仅对煤层瓦斯抽放具有重要意义；而且对与煤与瓦斯突出 危险性预测，合理制定防突措施等均具有十分重要的作用。 目前，煤层瓦斯压力测定方法可分为两种，即：间接测定方法和直接测 定方法。 3 3.1.1.1.1 间接测定方法间接测定方法 间接测定

54、煤层瓦斯压力的方法（以下简称间接测压法）是根据煤层瓦斯 流动的规律，煤层的渗透系数，瓦斯解吸规律，煤层瓦斯含量系数或瓦斯 容量曲线，在侧压地点附近测定煤层瓦斯涌出量或统计采掘中的涌出量等 参数，根据所测的这些数据，进行计算推测出需要测定地点的瓦斯压力。 因此，间接测压法一般用于难于使用直接测压的条件下，其具体的方法如 下： （1）根据煤层瓦斯涌出量间接推测瓦斯压力 某一采区瓦斯来源系来自开采煤层本身，因此如能统计出从采区的掘进 到回采结束的时间内涌出的总瓦斯量，和采区的煤炭储量以及煤的瓦斯含 量系数或瓦斯容量曲线，则可求得该采区中煤层的平均瓦斯压力。 （2）根据煤层原始瓦斯含量测定瓦斯压力 这

55、一方法是利用特制的密闭钻头从煤体内部预定测量瓦斯压力的地点， 采取煤样。然后将煤样中的瓦斯全部抽出，则可根据煤样的重量或体积和 总的抽出瓦斯量求出单位重量或体积的瓦斯量或体积的瓦斯量，再按瓦斯 容量曲线或瓦斯含量计算公式求出其瓦斯压力。 （3）用煤样在实验室测定瓦斯压力 这一方法是采用在井下采集需要测压地点的煤样，放入密封的铁罐中， 罐中充满水，并装有压力表，利用水的不可压缩性，当煤样中瓦斯排出时， 则罐中压力提高并通过压力表显示出来，而压力表显示的压力认为既是测 定地点的瓦斯压力。 （4）按照测压地点的深度估计瓦斯压力 根据已开采深度范围内瓦斯压力与开采深度之间的关系式，估计未知开 采深度的

56、瓦斯压力值，其关系式为 p=kh 式中：p -距地表 h 深度处的瓦斯压力， mpa h -距地表垂深， m k -参数，由统计分析或经验得出，应由具体矿井确定。 这一估计方法和我国某些瓦斯矿井情况相符；但是，由于瓦斯压力和地 质条件密切相关，因此也仅可作为参考。 3.1.23.1.2 直接测定煤层瓦斯压力的方法直接测定煤层瓦斯压力的方法 直接测定煤层瓦斯压力的方法（以下简称直接测压法）既是由岩层巷道 或煤层巷道中向预定测量瓦斯压力的地点，用钻机打一钻孔，然后从钻孔 中引出一个管子及测压装置，再将钻孔严密封闭堵塞，用压力表和引出的 管子或测压装置相连，从而测出煤层中的瓦斯压力。如果在测定中能保

57、证 钻孔封闭得严密不漏气，则压力表显示的数值既为测点及其附近的实际瓦 斯压力。因此直接测压法中关键在于封闭钻孔的质量。 在直接测压法中，其测压的步骤分别按顺序叙述如下： （1）钻孔 利用钻机，在选定的测压地点进行打钻。在测压工作中为了遍于堵塞钻 孔，使其严密不漏气，因此要求钻孔的直径一般小一些较好，故一般钻孔 直径在 4560mm 之间，不大于 75mm 为好。打眼的工具要求轻便，稳定，震 动小，避免在打钻过程中破坏孔壁结构，而造成将来封孔时的漏气，在煤 层中打钻应该严格不允许使用压力水冲洗钻孔，否则必然使钻孔壁受到破 坏，堵塞困难，造成漏气。所以在煤层中打眼不论使用任何型式的钻机都 必须使用

58、干式钻孔。 在煤层中哪一点进行测压，这决定于测压的要求，然而，在巷道工作面 上哪一点开钻，除了选择岩层稳定，尽量选择不受地质构造破坏地段外， 其钻孔的布置还决定于巷道的几何形状和钻眼工具就，钻机的位置。一般 采用垂直投影作图和水平投影作图来确定，在巷道中依照巷道的中心线和 以底板为基准面，在巷道工作面上确定钻孔开口的位置。钻机位置的选择 除了考虑钻机本身的操作要求外，另外还要考虑钻杆是否能一次从钻孔中 抽出，以便于处理钻孔的故障和将来的堵孔工作的顺利进行。 在确定钻孔开口位置即可进行打眼，由于操作的原因和钻机位置在安装 中不一定能符合设计要求；在钻孔完毕后仍需要测定钻机中心和开口位置 的关系，

59、以求得真正实际的测压地点。 在打钻中如发现钻进速度不快，而排粉又困难的现象时，往往是由于煤 体中含有水份所致，使煤粉湿润成团难于排出。在这种情况下应停止钻进， 更换钻机，否则如继续钻进，则极易引起卡钻事故。 （2）钻孔的封闭堵塞 钻孔完毕后，需要进行封闭堵塞钻孔，其步骤如下： 清理钻孔：在某一钻孔打眼完毕后，为了节约时间可连续打第二个钻 孔，也可既刻堵孔。在煤层中由于钻孔容易坍塌和变形，最好立即堵孔 （也为了减少煤层内部瓦斯的排放量） ，堵孔的步骤为：第一步应清除钻孔 中残存的岩粉或煤粉，这是非常重要的。因为如不清理则在钻孔底部会造 成一层粉末，容易引起漏气使测压失败。清孔的工具可用压缩空气吹

60、出或 用清孔小铲清除，小铲末端和堵孔的堵棒相连并送入钻孔铲出煤粉，操作 中要稳当，避免小铲破坏钻孔的完整性。 送入测压管或测压装置：在清孔后即可向钻孔中送入测压管或测压装 置；测压管一端和压力表接头相连，另一端是开口的，开口处附近用锉锉 出几个裂口，以便于透气，接受钻孔中瓦斯的压力。 钻孔的封闭：堵塞钻孔在放入测压管后开始，封孔的材料种类较多， 一般可采用水泥砂浆，黄泥，石膏等。为了防止水泥凝结慢而收缩，在实 际应用中就，可添加少量水泥添加剂（如膨胀剂，速凝剂等） ，以改善封孔 材料本身的致密性，提高密封效果。黄泥材料一般质地致密，且具有较大 的粘性，因而是一种较为理想的封闭材料，我国许多矿井