四矿己三采区突出区域划分通风处下文

1、四矿己三采区（己16.17煤层)瓦斯突出区域划分研究报告平煤集团天安四矿平煤集团科技中心中国矿业大学能源学院2003年11月目 录一、采区概况-（02）二、煤层地质特征-（02）三、采区瓦斯涌出情况-（04）四、煤层瓦斯赋存及其主要影响因素-（11）五、煤层瓦斯主要参数测定-（14）六、瓦斯突出危险性区域划分-（17）七、采掘工作面瓦斯防治技术分析-（22）八、结论与建议-（26）九、主要参考文献-（28）四矿己三采区（己16-17煤层)瓦斯突出区域划分一、采区概况己三采区南以己一采区下部边界为界，北达三水平上部为界，西至四、六矿井田技术边界，东至一、四矿井田技术边界；全区走向长2400米，倾

2、斜长1600米，回采面积4.16*106平方米；地面标高+250505.6M，井下标高-300-600M，深5501105M，主采己15、己16、己17三层煤，工业总储量2639.4万吨，可采储量1832.2万吨左右，区内地面地形为低山丘陵地带，以雷鼓台、小擂鼓台为分水岭，南北低中间高的地形，地表水系不发育。二、煤层地质特征1、煤层特征本煤层采区位于上古生界、二迭系山西组，区内主采煤层为己15、己16、己17三层煤。（1）已15煤层：位于山西组已煤段上部，全区发育，上距己14（不可采煤层）平均4.2m，下距己16-17平均11m，煤厚1.181.85m，平均1.44m，属稳定煤层，1/3焦煤，

3、探发份30.79，总体分布呈东薄西厚，而东异又为南厚北薄，西异为南薄北厚，煤层走向84130°,倾向35410.9°,平均倾角8°；煤层结构简单，仅局部有夹矸，厚度小于0.2m。己15煤层，玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为、类，煤层节理比较发育。顶板：伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩，底板：直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩（见煤层综合柱状图）。（2）己16煤层：为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己煤段下部，层位稳定，区内绝大部分与己17煤层合层，仅在东北部分层，呈近"三角形"分布。己16煤层为肥煤，挥发份29.98。分层区内，

4、己16煤层厚度1.71.94m，平均1.84米，无夹矸、属稳定煤层。煤层产状：走向8599°，倾向3559°，倾角510°,平均8°，玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为、类，煤层节理比较发育。顶板：伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩；底板：直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩（见煤层综合柱状图）。（3）己17煤层：为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己16煤层下边，层位稳定，区内绝大部分与己16煤层合并，仅在东北部分呈近"三角形"分布。己17煤层为肥煤，挥发份30.21。分层区内，己17煤层厚度1.181.8m，平均1.4米，

5、无夹矸、属稳定煤层。煤层产状：走向8599°，倾向3559°，倾角510°,平均8°，玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为、类，煤层节理比较发育。顶板：伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩；底板：直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩（见煤层综合柱状图）。（四）己1617煤层：为本区主要可采煤层之一，全区发育，位于己煤段下部，层位稳定，距己15煤层间距平均11m。己16-17煤为肥煤，挥发份30.70，区内绝大部分为合层，己16-17煤层厚度2.594.3m，除东北部2.59m外，大部分在3.84.0m之间，属稳定煤层，煤层结构较为复杂，含12层夹矸，厚

6、0.040.7m，一般为0.1m，由西向东变厚，夹矸为炭质泥岩或泥岩。己16-17分层区沿36-25，36-18及38-24孔，呈三角形顺井田边界分布。煤层产状：走向76125°，倾向34635°，倾角4.411.1°,平均8.5°。玻璃光泽，较硬，总体观测煤的破坏类型为、类。顶板：伪顶为炭质泥岩，直接顶砂质泥岩、粉砂岩；底板：直接底为泥岩、砂质泥岩，老低为灰岩（见煤层综合柱状图）。己三采区综合柱状图地层单位柱状图层厚累厚层号岩性描述界系统组段米米上古生界二迭系下统山西组己煤段87.487.4小紫泥岩73.2160.6香类沙岩己147.0167.6砂岩1

7、.4169块状煤 为己158.0177深灰色砂质泥岩含菱铁质 黄铁矿结核4.0181己16，17煤中间砂泥夹矸厚0.7m左右13.0194灰色砂质泥岩 顶部为泥岩1.5195.5灰岩 含泥岩较高2.5198.0灰色砂质泥岩顶部为0.3m煤线7.5205.5灰色灰岩 含方解石细脉图2-1 煤层综合柱状图2、地质特征本采区总体构造为单斜，影响本采区断层共六条，均为正断层。F1断层落差8米，位于采区中下部，丁七下山及戊九下山已揭露，影响长度600米；F2断层预计落差10米，位于本区东北部，由36-22孔控制，在丁组揭露，推测影响长度600余米；F3、F4、F5、F6落差在7-5.5米之间，均被己一采

8、区所揭露，此四条断层为北东向主断层，延伸远（大于1000米），影响大。本区褶曲较发育，对回采有一定的影响，己15、己16、己17、己16-17煤层的顶底板岩性及厚度较稳定，走向倾向变化不大。三、采区瓦斯涌出情况1、突出情况本采区已回采结束四个工作面，一个工作面正在回采。即己16-17煤层布置三个工作面：23040采面、23080采面、23020采面（正在回采），己15煤层布置两个工作面即：23070、23030，己三采区在采掘过程中发生两次煤与瓦斯突出事故，具体情况如表3-1所示。表3-1 己三采区瓦斯突出参数汇总表地 点时 间位 置垂深(m)突出煤量(t)瓦斯涌出量（m3）己16-17-23

9、080机巷距皮下387米935403206己16-17-23020切眼距皮下1300米6387220502、采掘工作面瓦斯涌出情况（1）己16-17-23040采掘期间的瓦斯涌出情况该采面位于己三采区西异上部，己三采区布置回采的第一个工作面，可采走向：机巷1115米，风巷1150米，采长148米，回采标高为-419-460米，地面标高为+250405米，深669866米，己16-17-23040采面掘进过程瓦斯涌出量很大，风巷风流中瓦斯浓度在0.20.5%，绝对瓦斯涌出量在01.64m3/min,机巷回风流瓦斯浓度在0.10.5%，绝对瓦斯涌出量在0.022.05m3/min，己16-17-2

10、3040机巷和风巷掘进期间瓦斯涌出变化情况分别如图3-1和3-2所示。回采期间回风流瓦斯浓度在0.20.9之间，相对瓦斯涌出量4.9714.35m3/t,绝对瓦斯涌出量在1.6211.5m3/min，己16-17-23040回采期间瓦斯涌出变化情况如图3-3所示。图3-1 己16-17-23040机巷掘进期间瓦斯涌出变化情况图3-2 己16-17-23040风巷掘进期间瓦斯涌出变化情况图3-3 己16-17-23040回采期间瓦斯涌出变化情况（2）己16-17-23080采掘期间的瓦斯涌出情况该采面位于己三采区西异上部，与己16-17-23040采面相距一个采面，可采走向：机巷924米，风巷8

11、90米，采长148米，回采标高为-463-499，地面标高为260505米，回采最大垂深990米，该采面风巷掘进过程中未出现瓦斯异常现象，风流中瓦斯浓度在 0.20.6 之间，绝对瓦斯涌出量在00.92m3/min。机巷掘进过程中，掘至377.8米处进行突出危险预测时，有两次瓦斯涌出初速度超标现象，q值都为5.4L/min（见表3-2）；当掘至387米处，发生一次煤与瓦斯压出事故，压出煤量40吨，涌出瓦斯3206m3。2002年6月，己三采区己16-17煤层被鉴定为突出煤层。由于采面接替紧张，机巷采用掘进机施工，迎头打15个10米深，直径75mm超前钻孔，排放瓦斯。原采用2×15Kw

12、对旋式风机和800mm风筒供风，回风流瓦斯浓度较大，不满足排放瓦斯需要，后改为2×30KW对旋式风机和1000mm风筒进行供风，回风流瓦斯浓度在0.4左右，绝对涌出量在0.731.67m3/min之间，己16-17-23080掘进期间瓦斯涌出变化情况分别如图3-4和3-5所示。图3-4 己16-17-23080风巷掘进期间瓦斯涌出变化情况图3-5 己16-17-23080机巷掘进期间瓦斯涌出变化情况回采期间己16-17-23080采面，按突出危险工作面管理，在突出危险区域回采前直接上防突措施，即每架打两个深5米、孔径75mm深的钻孔，以排放煤体中的瓦斯和释放煤层中的应力；如果效检不超

13、，允许进3米。在突出威胁区域，回采前工作面进行突出危险预测，若连续两次预测，所有指标不超标，允许进尺30米，预测指标超标，则在超标孔上下10米范围内打20个5米深的措施孔，以排放煤体中的瓦斯和释放煤层中的应力。回风流瓦斯浓度在0.30.8之间，相对瓦斯涌出量4.7716.87m3/t，绝对瓦斯涌出量在3.778.78m3/min，己16-17-23080回采期间瓦斯涌出变化情况分别如图3-6所示。图3-6 己16-17-23080回采期间瓦斯涌出变化情况（3）己16-17-23020采掘期间瓦斯涌出情况该采面正在回采，位于己三采区西异最上部，北为己16-17-23040采面（已结束），可采走向

14、：机巷1138米，风巷1162米；采长：西部102米，东部189米；回采标高为-387-431米之间，回采垂深最大为831米。机巷由于沿空送巷，未发生瓦斯异常现象，回风流中瓦斯浓度在 0.10.6%，绝对瓦斯涌出量在0.211.32m3/min（掘进期间瓦斯涌出量变化情况如图3-7和3-8所示）,但在切眼掘至87米时，发生一次煤与瓦斯压出事故，压出煤量72吨，涌出瓦斯2050m3。风巷外段掘进时，瓦斯未出现异常现象，变坡点以里，由于受地质构造影响，顶板压力大，在执行措施孔时，夹钻、喷孔、响煤炮现象严重，该段进行突出危险预测时，共发生4次瓦斯涌出初速度超标现象（具体见表3-2），从该段所取的5次

15、煤样测定结果来看，K值最大29，共超标3次，f值全部超标。该段从掘进过程中来看，瓦斯涌出量大，正常处于临界值，迫使掘进速度放慢，进行边掘边抽，里外风巷各做一个钻场，每个钻场打4个50m深的钻孔进行连管抽放。迎头打12个10米深，孔径75mm超前钻孔释放瓦斯，9个3.5米深，孔径75mm钻孔，进行浅孔注水，经过采取一系列综合防突措施，以避免瓦斯突出再次发生。回采期间，实行分区段管理。在危险区域内，采取直接执行防突措施，即每架一个孔径89mm，孔深9m的超前排放钻孔；在威胁区域内，经预测，指标不超，方可回采；否则，执行防突措施后，再生产。该采面回采起始阶段，由于受地质影响，顶板碎，两巷压力大，推进

16、速度慢。回风流瓦斯浓度在0.30.4之间，相对瓦斯涌出量4.0824.06m3/t，绝对瓦斯涌出量3.276.65m3/min（回采期间瓦斯涌出量如图3-9所示）。5月28日，采面推进到瓦斯涌出异常区域，2003年6月1日八点班，突出危险性预测指标多处超标，q值最大43L/min，采取的措施为：8架64架，每架一个直径89mm，孔深9m以上的措施孔。图3-7 己16-17-23020风巷掘进期间瓦斯涌出变化情况图3-8 己16-17-23020机巷掘进期间瓦斯涌出变化情况图3-9 己16-17-23020回采期间瓦斯涌出变化情况（4）己15-23030采掘期间瓦斯涌出量该工作面位于己三采区上部

17、，是己15煤层第一个回采工作面，相邻南部及北部均未开采，可采走向，平均881米，采长158米，回采标高为-358-409米之间，地面标高为290407米，回采垂深670816米，风、机两巷掘进时瓦斯涌出量较小，风巷回风流瓦斯浓度在00.2%，绝对瓦斯涌出量00.21m3/min，机巷瓦斯浓度在00.3%，绝对瓦斯涌出量00.26m3/min。回采初期由于是炮采工作面，推进速度慢，瓦斯涌出量较小，相对瓦斯涌出量为2.885.05m3/t，绝对瓦斯涌出量1.031.87m3/min，中切眼以后改为综合机械化开采，己16-173/t，绝对瓦斯涌出量3.5112.12m3/min之间，并且上隅角瓦斯时

18、有超限现象，为此，在上隅角安装了抽出式风机，引排上隅角瓦斯。（5）己15-23070采掘期间瓦斯涌出量情况该工作面位于己三采区东翼中部第二个采面，回采己15煤层，相临的南部和北部均为回采工作面，采面可采走向长：机巷825米，风巷835米，采长173米。回采标高在-415-450米之间，地面标高在365420米之间，回采垂深在780915米之间，风、机两巷掘进期间，风巷回风流瓦斯浓度在00.2%，绝对瓦斯涌出量00.21m3/min，机巷瓦斯浓度在00.3%，绝对瓦斯涌出量00.65m3/min。由于该面己15与己16-17层间距818米，开采己15是为了解放己16-17煤层，回采过程中，己16

19、-17煤层瓦斯大量向上涌出，回风流瓦斯浓度处于临界状态，己1533/min，并时常超限，尤其是上隅角的瓦斯管理特别困难，为此，采取了一系列防瓦斯措施，如：在回风巷安装了抽出式风机，在风巷下帮每80米做一个高位钻场，每个钻场按一定角度向采空区上方打46个孔径89mm的钻孔进行抽放，加大工作面配风量，提高风排瓦斯能力，最高配风量达到2040m3/min，新上一套大流量抽放系统等措施解决回风流中瓦斯浓度。表3-2 己三采区瓦斯涌出初速度q值超标汇总表编号地点瓦斯涌出初速度q max距离（距己三皮带下山）1己16-17-23020风巷4.2954.32己16-17-23020风巷12.5956.63己

20、16-17-23020风巷7.010554己16-17-23080机巷5.43775己16-17-23080机巷5.43786己16-17-23020采面2410607己16-17-23020采面431050（6）瓦斯涌出量预测对于生产矿井，为了得出瓦斯涌出量的变化规律，可采用统计预测法进行瓦斯涌出量的预测，其基本原理是：根据矿井已采区域历年测定的相对瓦斯涌出量及相应的开采深度，采用数理统计方法建立二者之间的线性或非线性回归方程，f(H)，并经过统计检验，确认回归方程有意义后，用于对深部(或条件相同矿井)未采区域的瓦斯涌出量作出预测，而通常采用的瓦斯涌出量梯度a，实际上是瓦斯涌出量对开采深度H

21、的回归方程的回归系数。使用这种预测方法时，一般分为两步：即算出相对瓦斯涌出量梯度a。其次， 根据计算出的瓦斯涌出量梯度a，外推至预测深部区域(或直接从预测图中找出预测深部区域相对瓦斯涌出量)，计算出深部待采煤层的相对瓦斯涌出量。己三采区采面瓦斯涌出量梯度按下式计算：a=（H2-H1）/(q2-q1)式中 a-采面瓦斯涌出量梯度，m/(m3/t) q1-开采深度H1时平均相对瓦斯涌出量，m3/t q-开采深度H2时平均相对瓦斯涌出量，m3/tH1、H2-工作面埋藏深度考虑到瓦斯涌出的不均衡性，在计算瓦斯涌出量梯度时采用瓦斯涌出比较稳定区段的数据己16-17-23040采面，2001.59月间数据

22、，己16-17-23080采用2001.611月的数据，瓦斯涌出量梯度计算结果见表3-3所示。表3-3 瓦斯涌出量梯度计算结果采面名称平均标高平均埋深（m）相对瓦斯涌出量q（m3/t）瓦斯涌出量梯度a(m/m3/t)己16-17-23040-45075011.7628.85己16-17-23080-49090016.96使用这种方法应注意如下几个方面：(1)对于正在设计(如果准备延深)或相邻的生产矿井， 预测时应用先采甲烷带的两个水平并具有相应的资料。或者应该知道整个煤层瓦斯风化带的深度，并且在瓦斯风化带下部应采完一个水平。(2)该法只适用于甲烷带，外推(预测)的深度不宜超过200m，煤层倾角

23、a值越小，外推的深度也应越小，否则可能会有较大的误差。(3) 预测工作的精度决定于原始统计资料的精度和预测区同已采区的采矿及地质条件的相似程度。因此，要求已采水平和设计水平的开采条件( 包括煤层开采顺序、采煤方法、顶板管理方法等)以及地质构造条件(包括煤层的地层顺序、构造等)， 进行分区预测，这样就容易使每个区内煤层的开采条件和地质条件的相似程度提高。四、煤层瓦斯赋存及其主要影响因素瓦斯是煤层生成过程中的伴生物，并且是以吸附和游离的方式赋存在煤体中，而煤层瓦斯含量则包含了吸附瓦斯和游离瓦斯。由于地壳的不断运动，地应力在煤层中的分布是不均衡的，煤层的透气性分布也是不均衡的；在完整的煤体内，吸附瓦

24、斯和游离瓦斯处于动态平衡状态。当煤层中或煤层附近进行采掘作业时，煤岩的完整性受到破坏，地应力的分布发生了变化，一部分煤岩的透气性增加，游离瓦斯从煤层的暴露面渗透涌出，破坏了原有的瓦斯动态平衡，部分吸附瓦斯又转化为游离瓦斯而涌出，造成了煤层瓦斯分布出现不均衡的现象，低瓦斯煤层出现高瓦斯带，高瓦斯煤层中有时也出现低瓦斯带。因此，一般情况下，煤层瓦斯含量的多少主要取决于保存瓦斯的条件，而不是生成瓦斯量的多少；也就是说不仅取决于煤质牌号，而更主要的是取决于储存瓦斯的地质条件。我们认为，影响煤层瓦斯赋存的主要因素有：煤层储气条件、区域地质构造和采矿工作。1、煤层储气条件煤层储气条件对于煤层瓦斯赋存和含量

25、具有重要的作用，其主要包括煤层的埋藏深度、煤层和围岩的透气性、煤层露头以及煤化作用程度等。1）煤层的埋藏深度随着煤层埋藏深度的增加，不仅因地应力的增高而使煤层及围岩的透气性变差，而且增长了瓦斯向地表的运移距离，有利于封存瓦斯。根据甲烷带内瓦斯压力随埋藏深度的增加基本成线性增高的统计规律和己三采区煤层瓦斯含量测定结果，其煤层中的瓦斯含量随煤层埋藏深度的增加亦会有所增大。 2) 煤层和围岩的透气性 煤系地层岩性组合及其透气性对煤层瓦斯含量有重大影响。煤层及其围岩的透气性越大，瓦斯越易流失，瓦斯含量小；反之，瓦斯易于保存，煤层的瓦斯含量大。煤层与岩层的透气性在非常宽的范围内变化。煤层顶底板透气性低的

26、岩层越厚，它们在煤系地层中占的比例越大，煤层的瓦斯含量越高。己15煤层伪顶为泥岩或炭质泥岩，直接顶为泥岩、砂质泥岩互层，己16-17煤层底板岩性为砂质泥岩，透气性较好，造成了目前开采的一、二水平多数煤层瓦斯含量较低；但是，进入三水平范围后，地应力增大、透气性降低，煤层瓦斯含量会有所提高。3) 煤层倾角 在同一埋深下，煤层倾角越小，煤层瓦斯含量越高。因为煤层倾角越小，在顶板岩性密封好的条件下，瓦斯不易通过煤层排放，煤体中的瓦斯容易得到储存，故而煤层的瓦斯含量高。己三采区煤层倾角一般都小于10°，为煤层瓦斯的赋存提供了良好的条件。4) 煤层露头 煤层露头是瓦斯向地面排放的出口。因此，露头

27、存在时间越长，瓦斯排放就越多，煤层中瓦斯含量就越小。平四矿含煤地层上部有200m以上的盖层，增加了煤层瓦斯释放的难度。5) 煤化作用程度 煤是天然的吸附体，煤的煤化作用程度越高，其储存瓦斯的能力越强。一般情况下，在瓦斯带内，倘若其他因素相同、煤化作用程度不同的煤，其瓦斯含量不仅有所不同，而且随深度增加其瓦斯含量增加的量也有所不同。 2、区域地质构造地质构造是影响煤层瓦斯的重要条件之一。封闭型地质构造有利于瓦斯封存，开放型地质构造有利于瓦斯排放。具体来说，影响煤层瓦斯赋存的因素包括以下几个方面：1) 褶曲构造闭合而完整的背斜或穹窿又覆盖不透气的地层是良好的储瓦斯构造，在其轴部煤层往往积存高压瓦斯

28、，形成“气顶”。在倾伏背斜的轴部，通常也比相同埋深的翼部瓦斯含量高。但是当背斜轴部的顶部岩层或因张力形成连通地面的裂隙时，瓦斯会大量流失，轴部瓦斯含量反而比翼部小。向斜构造一般轴部的瓦斯含量比翼部高，这是因为轴部岩层受到强力挤力挤压、围岩的透气性会变得更低，因此，有利于在向斜的轴部地区封存较多的瓦斯。但是在开采高透气性煤层时，在向斜轴部相对瓦斯涌出量反而比翼部低，这是因为开采越接近向斜轴部，瓦斯补给区域越来越窄小，补给瓦斯量越接近轴部越枯竭。 受构造影响形成煤层局部变厚的大煤包也会出现瓦斯增高现象，平四矿煤层中的瓦斯也出现了类似增高的情况，是造成局部瓦斯积聚的重要原因。这是因为煤包周围在构造挤

29、压应力作用下，煤层被压薄，形成对大煤包封闭的条件，有利于瓦斯的封存。同理，由两条封闭性断层与致密岩层封闭的地质构造也能成为瓦斯含量增高区，特别是致密岩层封闭的地质构造，由于往往有深部供气来源，瓦斯含量可能会明显增大。 2) 断裂构造断层对煤层瓦斯含量的影响比较复杂，一方面要看断层的封闭性；另一方面还要看与煤层接触的透气性。开放性断层不论其与地表是否直接相通，都会引起断层附近的煤层瓦斯含量降低，当与煤层接触的对盘岩层透气性大时，瓦斯含量降低的幅度更大。封闭性断层（一般是压性、压扭性、不导水、现在仍受挤压处于封闭状态的断层）而且与煤层接触的对盘岩层透气性低时，可以阻止煤层瓦斯的排放，在这种条件下，

30、煤层具有较高的瓦斯含量。如果断层规模很大，断距很长时，一般与煤层接触的对盘岩层属致密不透气的概率会减少，所以大断层往往会出现一定宽度的瓦斯排放带，在这个带内瓦斯含量降低。由于断层集中应力带的影响，距断层一定距离的岩层与煤层的透气性因受挤压而降低，故出现瓦斯含量增高区；根据初步分析，平四矿煤层采掘过程中出现的几处瓦斯涌出异常情况，多数是在断层附近一定距离内。因此，在采掘工作面经过断层时，应当加强预测预报工作，以防瓦斯异常涌出。3) 构造复合、联合构造复合、联合部位多属于地应力集中，容易造成封闭瓦斯的条件，故而有利于煤层瓦斯的储存，也是容易出现瓦斯局部积极的地方。因此，在出现构造复合和联合的部位，

31、应当引起重视。4) 构造组合构造组合是指控制瓦斯分布的构造形迹的组合方式，一般有以下几种情况：(1) 矿井边界为压性断层的封闭型：这一类型目前是指压性断层作为矿井的对边边界，断层面一般为相背倾斜，导致整个矿井处于封闭的条件下，其产生的结果是煤层瓦斯含量高。 (2) 构造盖层封闭型：煤层的盖层条件是指沉积盖层。当某一较大的逆掩断层，将大面积透气性差的岩层推覆到煤层或煤层的附近上方时，这时会改变原有煤层的盖层条件，同样对煤层瓦斯会起到封闭作用，使该地区的瓦斯含量增大。(3) 正断层断块封闭型：一般由两组不同方向的压扭性正断层在平面上组成三角形或多边形块体，而井田边界则为正断层所圈闭，其特点是除接近

32、正断层露头的浅部或因煤层与断层另一盘接触岩性为透气性好的岩性时，煤层瓦斯含量较低外，其它皆因断层的挤压封闭而有利于瓦斯的储存，使煤层的瓦斯含量增高。3、采矿工作煤矿井下采矿工作会使煤层所受应力重新分布，造成次生透气性结构；同时，矿山压力可以使煤体透气性增高或降低，其表现形式为在卸压区内透气性增高，在集中应力带内透气性降低。这种情况会引起煤层瓦斯赋存状态发生变化，具体表现在采掘空间中瓦斯涌出量的忽大忽小。工作面回采时，由于暴露面积和围岩移动大为增加，近工作面的透气性较掘进巷道时大得更多；这种增大往往会导致瓦斯涌出量的增大；然而，回采时又必然形成具有最大值不断变化的应力集中带，且其最大应力值沿工作

33、面长度分布，因而又会造成透气性降低，而集中应力最大值的增加是因局部集中应力引起的。因此，回采时，煤体透气性变化的特点更为复杂，并常常取决于大量的不经常明显表现出来的因素。这种情况给煤层瓦斯赋存状态带来的变化也是十分复杂的，往往表现出来的是工作面瓦斯涌出量的变化不定，个别情况下还会引起煤与瓦斯突出 。五、煤层瓦斯主要参数测定煤层瓦斯参数是进行突出危险性区域划分，突出危险性预测及瓦斯防治工作的基础。四矿在进行突出危险性区域划分之前，进行了煤层瓦斯参数的测定工作，其中包括煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、钻孔瓦斯涌出初速度、煤的坚固性系数等，煤层瓦斯压力测定、煤层瓦斯含量测定如下：1、煤层瓦斯压力测试目前

34、，国内外煤层瓦斯压力主要采用直接测定方法。直接测定方法也有很多种，按封孔材料可分为：黄泥、水泥封孔测压法、和注浆封孔测压法。按测压方式可分为主动测压法和被动测压法。按测压地点可分为本煤层测压和煤层顶底板穿层测压。根据四矿的实际生产条件，选择了适用于本煤层和煤层顶底板穿层钻孔测压的胶囊密封粘液泡沫封孔测压法。这种封孔测压方法的一个基本要点，就是在整个测压过程中要保持密封液的压力始终大于钻孔的瓦斯压力。据不完全统计表明，目前我国煤矿的煤层瓦斯压力一般在4.05.0MPa以下。为了简化液体的加压设备，可采用液体CO2或N2瓶作为压力源(压力在8.0MPa左右)；粘液可用淀粉或化学浆糊调制，调制后加入

35、少量的防腐剂即可应用，粘液的粘度可按需要调制。由于封孔器的内外管是分段联接的，因而封孔的深度和封孔段的长度均可按测压地点的地质条件来确定，以保证测压的可靠性。此外，如在钻孔打完后，立即封孔并向钻孔内注入压缩空气或高压氮气，用以补偿打钻和封孔前损失的瓦斯量，则一般在3天左右即可准确测定瓦斯压力值。测试仪器及布置如图5-1所示， 其主要部分为：第一胶囊、乳化液管1、乳化液管2、第二胶囊、瓦斯管及压力表、手动乳化液泵1、手动乳化液泵2等。使用时，手动乳化液泵1将乳化液压入第一和第二胶囊，使胶囊膨胀，密封钻孔；手动乳化液泵2将乳化液压入两个胶囊之间，并向钻孔周边裂隙渗透，加强密封效果。瓦斯压力表显示瓦

36、斯压力值。乳化液管1第一胶囊乳化液管1第二胶囊乳化液管2瓦斯管瓦斯管瓦斯入口（带过滤网）第一胶囊手动乳化液泵1 手动乳化液泵2图5-1 瓦斯压力测定仪系统示意图封孔以后，要定时观察和记录瓦斯压力、乳化液压力，如乳化液压力下降，应当用泵增压，保证乳化液压力1高于瓦斯压力1.5MPa，乳化液压力2高于瓦斯压力0.30.5MPa。如瓦斯压力连续3天无变化，则可认为这个稳定的压力就是煤层瓦斯压力。测压结束后，若还要测定钻孔瓦斯流量，可只先打开压力表阀门，释放钻孔中的瓦斯，待释放1天后，采用流量表测定钻孔瓦斯流量，以便计算煤层透气性系数。待一切测定结束后，可以回收测压仪。根据煤层瓦斯压力随深度增加而增大

37、的一般规律，结合本次瓦斯压力测定结果（见表5-1），可计算出瓦斯压力增长梯度，其计算公式如下：m= （5-1）式中 m-瓦斯压力梯度MPa/m; p1、p2分别为埋深h1、h2处的瓦斯压力，MPa将10号进风眼和己15-23070机片所测的煤层瓦斯压力和垂深代入（5-1）式可得，己16-17煤层的瓦斯压力增长梯度为0.0015MPa/m。瓦斯含量增长梯度为0.018m3/m。2、煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含标准状态下瓦斯的体积，单位为m3/t。瓦斯气体以吸附和游离两种状态存在于煤层中，煤层瓦斯含量是吸附瓦斯量与游离瓦斯量之和。煤是由煤骨架和孔隙裂隙系统组成的一种复杂的多孔介质，内

38、部孔隙和裂隙系统非常发育，具有巨大的比表面积。孔隙被认为是在成煤过程中，气体或流体由于某种原因逸散而形成的；而裂隙是由煤中广泛发育的层里和节理组成，它们和孔隙一样是在成煤过程中形成的，特别是在地质构造的运动过程中，煤层被强大的地质应力挤压、剪切而破碎，形成了普遍发育的裂隙。由于煤体内部孔隙裂隙发育，煤具有很大的比表面，是一种良好的吸附剂。吸附瓦斯以吸附膜的形式吸附在煤的内表面上，游离瓦斯以气体状态存在于煤层内的孔隙裂隙空间中，两者之间处于动态平衡状态。在目前的开采深度下，煤层瓦斯压力一般在5Mpa以下，绝大部分瓦斯以吸附状态存在，游离瓦斯所占的比例较小，在10%左右。煤层瓦斯含量多种因素的影响

39、，主要影响因素有煤田地质历史、煤的变质程度、煤层埋藏深度、煤层露头情况、煤层围岩性质、地质构造和水文地质等。瓦斯含量的测定主要有两种方法，一是直接法，二是间接法。直接法是由法国研究人员最先提出的，并由Bertard和Belin等10-11给出了详细的描述。它是通过钻孔（穿层或者顺层），采集煤样装入密闭容器，在实验室内用脱气仪上抽出全部瓦斯，确定煤层瓦斯含量（瓦斯含量由损失量、解吸量、常温脱气量和加热脱气量4部分组成），其准确程度的关键是如何准确测定采样过程的损失量。间接法是首先在现场采取了所需测定的煤样，并测定煤层瓦斯压力；然后在实验室测定煤的吸附参数a、b值和煤样的孔隙率。实验时，煤样经过粉

40、碎后，用6080目的筛子筛取粒度为0.20.25mm的煤样，真空干燥后，在恒温30下，放入吸附缸中真空脱气，向吸附缸中充入一定体积甲烷，使吸附缸内压力达到平衡，部份气体被吸附，部分气体仍以游离态处于死体积中，已知充入的甲烷体积，扣除死空间的游离体积，即为吸附体体积。重复这样的测定，得到各压力段平衡压力与吸附体积量，连接起来即为吸附等温线，而求得吸附参数。通过吸附参数和煤层瓦斯压力，确定煤层瓦斯含量。2002年12月、2003年3月四矿同天成公司一起对己三采区瓦斯含量、瓦斯压力等基本参数进行了测定。根据采区的巷道布置情况及采掘情况选择了两个代表性的点来测定己三采区的瓦斯压力和瓦斯含量等煤层瓦斯参

41、数，预测煤层的突出危险性，具体测试位置和测试结果如表5-1所示。表5-1 煤层瓦斯压力及瓦斯含量测定结果汇总表序号测定地点标高（m）垂深（m）瓦斯含量（m3/t）瓦斯压力（MPa）110进风眼-3706306.70. 72己15-23070机片-46089011.251.1根据一九八七年十二月地质勘探结果，己15煤层瓦斯含量平均1.4m3/t，己16-17煤层瓦斯含量平均为6.9m3/t，而36-22孔瓦斯含量测定值为0.06m3/t（标高-573.33）；38-24孔瓦斯含量测定值为6.419m3/t（标高-596.79），线距1000余米，标高差23.46，而瓦斯相差甚大；可见煤层瓦斯含量

42、，由东向西有增大趋势。本次测定结果：10号仓进风眼瓦斯含量为6.7m3/t（标高-370m），己15-23070机片瓦斯含量为11.25m3/t（标高-470m），线距670m，标高差90m，可见随着底板标高降底（埋深增加）瓦斯含量也随着增大。六、突出危险性区域划分煤与瓦斯突出是煤矿井下发生的一种极为复杂的灾害动力现象，是严重威胁煤矿安全生产的重大灾害之一，它除破坏正常生产和导致大量的人员伤亡外，还会给国民经济造成巨大的损失。随着煤矿采掘深度的加深，煤与瓦斯突出等灾害动力现象有增加的趋势。为了确定哪些区域有突出危险？哪些区域无突出危险？则需要进行突出危险性区域划分。而突出危险性区域划分则可以采

43、用区域预测来进行，区域突出危险性预测一般是在地质勘探、新井建设、新水平和采区开拓时进行，其预测方法有以下几种：单项指标法、瓦斯地质统计法和综合指标法。1、单项指标法 预测煤层突出危险性的单项指标可用煤的破坏类型、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)等，采用该法预测时，各种指标的突出危险临界值应根据矿区实测资料确定，无实测资料时可参考表6-1，只有当全部指标达到或超过其临界值时才可视该煤层为突出危险煤层。表6-1预测煤层突出危险性单项指标煤层突出危 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 (MPa)突出危险无突出危险、10100.50.

44、50.740.74(1) 煤的破坏类型煤的破坏类型是指煤体结构受构造应力作用后的煤体破坏程度，根据其破坏程度，一般分为五类：-非破坏煤，层状或块状结构，条带清晰明显；-破坏煤，尚未失去层状，较有次序，条带明显，有时扭曲；-强烈破坏煤，层理紊乱、无序，弯曲或小片状结构；-粉碎煤，节理失去意义，成粘块状；-全粉煤，土状构造，质地疏松。(2) 瓦斯放散初速度(P)瓦斯放散初速度(P)是衡量含瓦斯煤体暴露时放散瓦斯(从吸附转化为游离状态)快慢的一个指标。煤放散瓦斯的性能是由煤的物理力学性质决定的，在瓦斯含量相同的条件下，煤的放散初速度越大，煤的破坏程度越严重，越有利于突出的发生和发展。其测定方法是：取

45、新鲜煤样，粉碎后筛取0.20.25mm的煤样3.5g，装入P测定仪中，真空脱气1.5h，充瓦斯(0.1MPa)吸附1.5h，然后将已吸附瓦斯的煤样与真空小球相通，使瓦斯放散，并计时，10s后切断通路，记录瓦斯压力值P1(mmHg)，45s时恢复相通，60s时切断，记录瓦斯压力P2(mmHg)，则瓦斯放散初速度P为：P =P2-P1(6-1) (3) 煤的坚固性系数f煤的坚固性系数f值是标志着煤抵抗外力破坏能力的一个重要指标，它是由煤的物理力学性质决定的，当煤体强度越大，f值就越大，发生煤与瓦斯突出时所遇到的阻力也就越大，故发生突出的潜在可能性也就越小。测定方法采用落锤法，根据煤样经过重锤多次捣

46、碎后的破坏程度确定f值的大小。该测定方法是建立在脆性材料破碎遵循面积力能说的基础上的。该学说认为破碎所消耗的功(A)与破碎物料所增加的面积(S)的n次方成正比，即A(S)n，(n一般为1)。以单位物料所增加的表面积而论，则表面积与颗粒直径D成正比：(6-2)设Dq和Dh分别表示物料破碎前后的平均尺度，则面积就可用下式表示：(6-3)(6-4)式中 -与物料强度有关的比例常数。从上式可知，当破碎功与破碎物料平均直径为一定值时，破碎后物料平均直径越小，值越小，物料的坚固性越低，反之亦然。因此，物料的坚固性可以用破碎情况来表达。测定煤样坚固性系数f值的方法是：将5份50g、 2030mm的煤样分别置

47、于破碎筒中，用2.4Kg的重锤从600mm高度自由落下，冲击煤样，冲击3次。将5份捣碎后的煤样一起用0.5mm分样筛筛分，用计量筒测定煤粉的高度，则其坚固性系数f为： (6-5)式中 -落锤撞击次数，次；-量筒测定粉末的高度，mm。2、瓦斯地质统计法 该法实际是根据已开采区域突出点分布与地质构造(包括褶曲、断层、煤层赋存条件变化、火成岩侵入等)的关系，然后结合未采区的地质构造条件来大致预测突出可能发生的范围。不同矿区控制突出的地质构造因素是不同的，有的主要受断层控制，有的主要受褶曲或煤层厚度变化控制，因此，各矿区可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危险性。由于平四矿地质

48、构造现场资料尚不全，故目前暂时无法采取瓦斯地质统计法进行预测。3、综合指标D与K法综合指标D与K法充分考虑了煤层开采深度、瓦斯压力和煤的物理力学特性对煤与瓦斯突出的影响，其计算公式如下： (6-6)(6-7)式中 -煤层突出危险性综合指标；-煤层突出危险性综合指标；-开采深度，m；-煤层瓦斯压力，MPa；-软分层煤的瓦斯放散初速度指标；-软分层煤的平均坚固性系数。根据防治煤与瓦斯突出细则，判断煤与瓦斯突出危险性的综合指标临界值可参考表6-2。表6-2 用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值煤的突出危险性综合指标K煤的突出危险性综合指标D无烟煤其它煤种20150.25己三采区煤样瓦斯突出

49、综合指标k值：为了对工作面进行突出预测，每隔一段时间，课题组在工作面选点取样，送集团公司通风实验测定煤样的瓦斯放散指数p和坚固性系数f值，测定结果见表6-3所示。表6-3 己三采区己16-17瓦斯突出综合指标测定结果序号地点采样时间数量p值f值k值超标次数1己16-17-23080风巷132.187.580.20.5921812己16-17-23080机巷22214.050.170.6524253己16-17-23080采面202.5712.370.190.637784己16-17-23020风巷153.1711.950.180.4192975己16-17-23020采面02.121903.7

50、90.30415.440.150.8741275根据细则第26条的要求："预测煤层突出危险性的指标，可用煤的破坏类型、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），其判断煤层突出危险性的临界值，应当根据矿井的实测资料确定，如无实测资料时.可参考表5-1所列数据划分，只有全部指标达到或超过其临界值时，方可划分为突出煤层。己三采区己16-17煤层实际测定指标如表6-4所示，从中可以看出，指标达到或超过了表6-1所列的临界值，因此，所在区域的己16-17煤层为具有突出危险性的煤层。表6-4 己三采区己16-17煤层突出危险性指标如下表突出危险性指标煤的破坏类型瓦斯放散

51、初速度p max煤的坚固性系数f煤层瓦斯压力p（MPa）突出危险、140.110.460.9细则第23条规定："突出煤层经区域预测后可划为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区"，第28条规定"突出煤层中的区域预测可采用瓦斯地质统计法或综合进行"。细则第30条规定：综合指标D、K的突出临界值应根据本矿区实测数据确定，如无实测资料，可参照表6-2所列的临界值，确定区域突出危险性。表6-5 己三采区瓦斯突出区域预测综合指标测定结果孔号瓦斯放散指数p坚固性系数f瓦斯压力P（MPa）综合指标K综合指标D地点1孔7.690.411.1194.086己15-23070

52、机片2孔6.680.521.0132.557己15-23070机片D=（0.0075H/f-3）(p-0.74) =（0.0075×890/0.465-3）（1.1-0.74）=4.086 k=p/f式中 D-煤层的突出综合指标 H-开采深度，m K瓦斯突出危险综合指标 p煤层瓦斯压力，取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa f-软分层煤的平均坚固性系数从表6-5中可以看出：己三采区测定区域综合指标法D、K值，均超过其临界值，具有突出危险性。根据己三采区区域瓦斯涌出情况、煤层赋存条件、地质构造、开采保护层情况、以及两次突出点分布情况，将己三采区划分为：-390m以上区域为无突出危

53、险区域，-390m-500m区域划分为突出危险区和突出威胁区（具体见附图1，瓦斯地质图所示），-500m以下区域还未揭露为待划分区域、其突出危险性划分有待今后进一步开展工作。在突出危险区内，应当加强突出危险性预测，并且严格按照原定平煤集团公司天安四矿防突综合技术措施执行；当预测有突出危险时，应采取防突措施并进行效果检验，所做工作应当符合细则的要求。在突出威胁区内，应根据煤层突出危险程度，工作面每推进50-100m，应用工作面预测方法连续进行不少于两次区域预测验证，其中任何一次验证为有突出危险时，该区域应改划为突出危险区。只有连续两次验证都为无突出危险时，可不采取防治突出措施，但是，该区域仍定为突出威胁区域。七、采掘工作面瓦斯防治技术分析采掘工作面瓦斯防治技术主要包括煤巷掘进工作面瓦斯防治、采煤工作面瓦斯防治、采空区瓦斯防治和独头巷道积存瓦斯的处理。1、治理的原则治理的首要原则是合法性原则，治理措施必须符合相关的安全生产法