平顶山十一矿己煤层采掘工作面突出危险性指标预测评价毕业设计样本

平顶山十一矿己16-17煤层采掘工作面突出危险性指标预测评价摘要：本文依照现场预测数据记录地勘资料和瓦斯动力显现状况，简要分析了己16-17煤层瓦斯分布规律。依照掘进工作面突出危险性预测成果，用安全性和经济性两个指标分析预测指标可靠性。为掘进工作面突出指标选取和临界值拟定提供了有力根据。核心词：区域划分工作面预测可靠性评价

Appraisaloncoal-gasoutburstpronessindexofF16-17coalseamExcavatingworkingfaceon№11Mine,PingdingshanAbstract：Thisarticleaccordingtothescenetoforecastthedatastatisticsmaterialandthegaspowerappearthesituation.HasanalyzedtheF16-17coalbedgasdistributedrule.Accordingtothetunnelingworkingsurfaceprominentriskforecastresult，usessecureandtheefficienttwotargetsanalysesforecasttargetreliability.Forthetunnelingworkingsurfaceprominenttargetchoiceandthemarginalvaluedeterminedhasprovidedthepowerfulbasis.Keywords：regiondivide；workingfaceforecast；reliabilityappraisal

目录1前言 11.1意义和目 11.2研究内容和办法 12矿井概况 32.1矿井交通位置及地貌特性 32.2矿井通风瓦斯涌出及生产现状 42.2.1矿井通风概况 42.2.2矿井开采办法，生产现状及瓦斯涌出状况 52.3井田瓦斯地质 72.3.1含煤地层 72.3.2己二采区煤层特性 92.3.3地质构造 123己16-17煤层煤与瓦斯突出危险性预测 143.1己16-17煤层瓦斯基本参数 143.1.1己二采区深部煤层瓦斯压力测定成果 143.1.2己二采区深部煤层瓦斯含量及工业分析测定 153.1.3己二采区煤层瓦斯含量计算 163.1.4己二采区地勘钻孔煤层瓦斯含量 173.2煤与瓦斯突出危险区域预测办法 193.2.1单项指标法 193.2.2瓦斯地质记录法 193.2.3综合指标D、K值 193.3煤与瓦斯突出预测成果 204己16-17煤层煤与瓦斯突出预测指标评价 214.1突出预测指标q、S记录分析 214.2区域预测指标D、K记录分析 224.3瓦斯动力现象分析 234.4工作面预测指标评价 264.4.1概述： 264.4.2评价办法 274.4.3评价成果 315结论 32致谢 33参照资料 341前言1.1意义和目国内是世界煤炭生产大国，全国煤炭总产量近14亿吨，增至16亿吨，达18.6亿居世界首位，世界煤炭产量50亿吨,煤矿死亡总数约8000人,国内煤炭产量约占全球35%,死亡人数则占近80%倍，国内煤矿平均每人每年产煤321吨，效率仅为美国2.2%,南非8.1%，而百万吨死亡率是美国100倍,南非30倍。煤与瓦斯突出是煤矿井下最严重自然灾害之一，突出是一种极其复杂物理力学过程，尽管咱们还不完全清晰突出机理，但突出综合假说得到了世界突出研究者广泛认同，以为突出是瓦斯、地应力和煤体物理力学性质共同作用成果。瓦斯灾害是困扰煤矿安全生产最严重问题，在煤矿重大灾害事故中，70%以上是瓦斯灾害事故。严重突出地区煤巷掘进，始终是制约矿井生产能力提高重要技术难题之一，其中突出防治技术是核心。为有效防止掘进期间突出，国内外煤炭科技人员进行了较为广泛研究，先后实验应用了多项防突技术办法，并获得了一定防突效果。但随着矿井开采深度延伸，突出危险性日益严重，防突办法局限性、片面性更加显现，突出危险煤层煤巷掘进速度缓慢、工作面接替紧张现象愈发严重。本文研究范畴：平煤集团公司十一矿己16-17煤层，对该主采煤层突出危险性区域预测指标进行评价。通过突出危险区域预测，可将煤层划分为突出危险区、突出威胁区和非突出危险区。在非突出危险区可以不采用防突技术办法，把有限人力、物力和财力集中于突出危险区，做到防突技术办法有放矢，最大限度地解放生产力。本次研究目：本文依照预测数据资料，从安全性、经济性方面对预测指标可靠性进行评价，分析预测指标科学合理性，对于矿井突出防治工作，具备一定指引意义。1.2研究内容和办法本文重要研究内容有：（1）己二采区采掘工作面瓦斯地质资料、突出预测资料、瓦斯动力现象记录分析；（2）现场打钻测定瓦斯压力、瓦斯含量与瓦斯解吸量等参数；（3）实验室测定煤残存瓦斯含量、煤吸附性能，并计算煤层瓦斯含量、瓦斯压力；（4）综合分析预测己二采区深部瓦斯压力和瓦斯含量；（5）对十一矿己16-17煤层煤与瓦斯突出预测指标进行评价。本文采用重要办法：通过采用现场测试数据，进行数据记录，理论分析和实验室做实验办法。2矿井概况2.1矿井交通位置及地貌特性平顶山天安公司十一矿位于平顶山市以西13km，行政区划分属平顶山市郊区和宝丰县管辖。十一矿始建于1972年8月，1979年元月简易投产，矿井原设计能力为0.6Mt/a，1986年达到设计能力，1988年该矿井扩建后规模为1.2Mt/a，矿井实际产量1.6Mt，实际产量1.8Mt，实际产量2.0Mt/a，实际产量已达2.2Mt/a。当前是平顶山天安煤业股份有限公司骨干矿井之一。矿区内交通便利，连接京广、焦枝两大干线孟（庙）宝（丰）支线和矿区铁路专用线在该矿南部通过，本矿井已有铁路与矿区专用线接轨。平（顶山）～宝（丰）公路、许（昌）～南（阳）公路在矿区相交通过，构成以便、迅达交通网络，交通位置详见图2-1所示。图2-1十一矿交通位置简图十一矿位于平顶山煤田西南缘，属剥蚀残存丘陵地貌，井田北部为二迭系石千峰砂岩构成丘陵山体，山体呈北西～南东向展布，山脊标高+227.3m～+320.4m。井田南缘为寒武系灰岩构成呈北西～南东向展布剥蚀残丘和垄岗，标高+176.1m～+110.0m。井田地势大体呈北高南低。井田范畴内无天然河流和水库，仅在井田北部有某些南北向季节性水流冲沟，地表排泄条件良好，矿井排水及雨季地表水由西向东注入湛河。湛河河宽50m左右，流量0.08～7.8m32.2矿井通风瓦斯涌出及生产现状2.2.1矿井通风概况矿井既有通风方式为中央分列式，主、副井进风，南风井回风。通风办法为抽出式。南风井现安装两台BDK-8-№28型对旋式通风机，一台工作，一台备用，每台配用电动机容量为2×500KW。矿井既有通风系统：丁、戊组煤采区回风通过丁六采区轨道上山到-180m水平经丁六总回风巷、暗斜井到-30m水平，通过南风井回风。己组煤采区回风通过己二采区回风上山经己六采区轨道上山到-180m水平西大巷经己六采区总回风巷到-30m水平，通过南风井和配风巷到地面。矿井按规定安装了重要通风机装置，有独立进风井筒和回风井筒，具备完整、独立通风网络构造。矿井通风系统较为简朴、稳定、可靠、合理。新老两个中央副井（立井）进风，中央风井（南风井）回风。南风井由斜井和配风巷两条巷道构成。斜井风量6730m3/min，配风巷风量6630m3/min，新副井风量8250m3矿井需要风量10871m3/min，重要通风机实测风量13650m3/min，矿井总进风量12800m3当前各用风地点风量满足用风规定，瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》规定。正常生产条件下采掘工作面回风流瓦斯浓度均在0.7%如下，采区及矿井总回风中瓦斯浓度在0.4%如下。采掘工作面瓦斯检查所有配备专职人员，每班执行“三检查、三报告、现场交接班制度”对瓦斯涌出异常工作面及时制定瓦斯防治专项办法。所有掘进工作面都实现了一机一头、双风机、双电源、三专两闭锁和自动倒台分风。已二采区建立了井下瓦斯抽放泵站，安装有四台瓦斯抽放泵。当前在抽工作面为己16-17-22071综采工作面。己16-17-22071综采工作面依照设计建立了本煤层、高位钻孔和上隅角瓦斯抽放系统。该矿井下施工有完整专用回风道，如确需在专用回风道内进行巷修等作业时，都制定有专项安全技术办法。90年装备了KJ-4矿井瓦斯安全监测系统，1996、、进行了改造，当前采、掘工作面瓦斯传感器和瓦斯闭锁装备率达100%。2.2.2矿井开采办法，生产现状及瓦斯涌出状况本矿井属于高瓦斯矿井，依照平顶山煤业集团公司规定，十一矿己二采区己16-17煤层-593m如下按突出危险区域管理。矿井内各重要开采煤层均有煤尘爆炸危险。属较易自燃煤层。井下局部区域地温异常。矿井瓦斯含量分别为：丁组煤3.66m3/t、戊组煤5.49m3/t、己组煤为优化矿井开拓布置，盘活资源存量，提高矿井机械化装备水平以期达到提高整个矿井经济效益目，将矿井西翼浅部与香山矿井边界从-700m提高到-450m，深部开采边界由-800m延伸到了-1000m。十一矿扩界后井田范畴为：东以50勘探线与平五矿相邻，西以风凰岭断层为界，55勘探线以东南部边界为各煤层风化带下限，55勘探线以西南部边界以各煤层-450m水平底板等高线为上限，深部以各煤层-1000m水平底板等高线为限。井田走向长约6.6km，倾斜宽约3.9km，井田面积23.5km2，地质储量342632kt，工业储量273052kt，可采储量为187.79Mt，其中主采丁5-6，戊9-10和已16-17煤层可采储量为189647kt。若按生产能力3.0Mt/a设计，服务年限为44.7a。井田内共含煤七组88层，煤层总厚31.59m，除主采煤层丁5-6、戊9-10和己16-17三层外，局部可采丙3、丁5、戊8、己15和庚20等五层，可采煤层总厚18.61m，可采含煤系数2.32%，主采丁5-6、戊9-10和己16-17三层煤总厚度平均为12.32m。当前矿井开拓方式为两对立井。两个水平开拓全井田，一水平标高为-180m，二水平为-593m，并在-593m形成运送提高系统。二水平采用上下山开采，上山为-450m～-593m区段，下山为-593m～-1000m区段。十一矿由于水平延深没能跟上，-450m水平以上只剩一种采区，正在延深采区为-450～-593m水平。丁二采区，己二采区，丁二采区布置一种综采面，已二采区有一种准备工作面，综采面产量为160kt/月。己组煤单独布置，沿己16-17煤层布置采区上山。十一矿当前主力生产采区为一水平丁戊六采区，二水平丁二采区，二水平己二采区。矿既有三个采煤工作面，均为综采工作面。正在施工开掘工作面12个，其中综掘工作面5个。在己二采区东翼，其上部己七采区已经开采完毕工作面有：己16-17—17060、己16-17—17071、己16-17—17080、己16-17—17101、己16-17—17121和己16-17—17141等，最低开采标高已达-576m，各工作面开采状况如表2.2所示。在己二采区西翼，已经开采完毕工作面有己16-17—2、己16-17—2、己16-17—22041工作面以及己16-17—22080，己16-17—22120，最低开采标高已达-750m，各工作面开采状况如表2-1，2-2所示。表2-1己二采区东翼己16-17煤层开采状况采面机巷标高（m）风量（m3/min）瓦斯绝对涌出量（m3/min）瓦斯相对涌出量（m3/t）构造揭露状况正断层逆断层异常区17071-416～-431323～4790.6～2.133.03～11.2517080-450310～5500.91～4.056.1717101-489～-500333～4550.46～2.531.04～5.0147无17121-524～-529387～5480.88～1.542.37～4.3517141-576365～5570.88～2.715.51～8.1153无表2-2己二采区西翼己16-17煤层开采状况采面机巷标高（m）风量（m3/min）瓦斯绝对涌出量（m3/min）瓦斯相对涌出量（m3/t）构造揭露状况正断层逆断层异常区2-488～-493310～4371.20～2.331.24～2.7134无2-480～-497310～3701.03～1.802.59～4.28无无无22041-550348～3901.02～2.592.09～5.1012无22080-630680～11004.31～7.764.2～6.2781无当前，己二采区既有1个回采工作面，2个掘进工作面，1个准备工作面，总进风量5100m3/min，总回风量5430m3/min，绝对瓦斯涌出量11.69m3/min，历年瓦斯鉴定级别如表2-3所示。煤科总院抚顺分院鉴定十一矿己16-17依照瓦斯级别鉴定成果：二水平己二采区瓦斯涌出量占全矿井52.2%，相对瓦斯涌出量11.58m3/t，属于高瓦斯采区。表2-3己二采区历年瓦斯级别鉴定年度绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）鉴定级别19992.968.39低2.545.82低8.912.8高10.7110.9高10.9515.7高10.2317.1高10.6411.58高2.3井田瓦斯地质2.3.1含煤地层十一矿井田内含煤地层系统属二叠系和石炭系，详细分别属于二叠系上石盒子组、下石盒子组、山西组和石炭系太原群。煤系总厚794.03m，共含煤7组88层。其中二叠系含煤6组（甲、乙、丙、丁、戊、己组煤），石炭系太原群含煤1组（庚组煤），煤层总厚度25.31m，含煤系数3.19%。其中丁5-6、戊9-10、己16-17为重要可采煤层；丙3、戊8、己15、庚20为局部可采煤层。可采煤层总厚度14.30m，可采煤层含煤系数1.80%。丙3煤层位于下石盒子组丙煤段中部，上距K4（田家沟）砂岩31.6m。煤层不稳定至较稳定。可采性指数0.86，变异系数42.3%。煤厚0.35～3.05m，平均厚度1.42m。煤层构造简朴，仅西北部、东部局部地段具有1～2夹矸。其直接顶为泥岩或砂质泥岩，老顶为浅灰色细砂岩，偶有深灰色泥岩或炭质泥岩伪顶。底板为灰色细至中粒砂岩。丁5煤层位于石盒子组丁煤组中上部，上距丙3煤层83m。可采性指数0.93，变异系数42.8%，煤层厚度0.27～3.59m，平均煤厚1.60m，属不稳定至较稳定煤层。煤层构造单一，有17个孔见一层夹矸，厚度0.15～0.49m。局部有炭质泥岩伪顶，直接顶为灰色泥岩及砂质泥岩，老顶砂质泥岩或砂岩，底板为灰色泥岩或砂质泥岩，偶见炭质泥岩伪底。丁5-6煤层（含丁6煤层）位于下石盒子组丁煤组中部。丁5与丁6间距0.5～6m，普通2～3m。可采性指数0.97，变异系数53.1%，煤厚0.1～10.05m，平均厚度2.76m，属较稳定煤层。煤层直接顶、底板为灰色泥岩、砂质泥岩。井田东部、西部和深部偶见炭质泥岩伪顶和伪底。老顶为灰色细至中粒砂岩。戊8煤层位于戊组中部，上距丁5-6（含丁6）煤层77m。可采性指数0.82，变异系数47%，属不稳定至较稳定煤层。煤层厚度0.09～4.09m，平均厚度1.23m。煤层直接顶、底板为灰色泥岩、砂质泥岩夹少量细砂岩。老顶为灰白色中至粗粒砂岩（K8）。戊9-10、戊10煤层位于戊煤组中下部。全区大某些为戊9-10合层区。可采性指数0.97，变异系数40.5%，煤厚0.51～5.6m，平均2.36m。属较稳定煤层。戊9-10煤层构造较简朴，煤层总体上存在着东稍厚西渐薄；浅部稍厚变化大，中深部稍薄但稳定规律。该煤层直接顶板为灰色泥岩、砂质泥岩。直接底板为灰色泥岩、砂质泥岩细粒砂岩。己15煤层位于山西组己煤段中下部，上距戊9-10煤层160m。可采性指数0.65，变异系数54.2%，属不稳定煤层。煤层厚度0.07～4.37m，平均1.1m。57线以西中深部存在着大面积无煤区，而可采区面积尚局限性整个井田面积一半。己16-17煤层位于己煤组下部。全井田有8个见煤点浮现己16与己17分层，两者间距0.74～15.91m。可采性指数0.96，厚度变异系数51.8%。煤厚0.27～20.54m，平均6.42m，属较稳定煤层。全井田有三个不可采社区：①50线至51线±0等高线以浅至露头；②53'-11孔附近，③57-1孔附近。别的普遍可采。全区共38个见煤点见1～3层夹矸0.02～0.69m。总体变化状况是：50线至54'线中部夹矸厚，浅部与深部较薄或无夹矸；55线至西边界深部夹矸厚，中浅部变薄或无夹矸。煤厚总体变化趋势是：东厚西薄，浅部露头变化幅度大，深部次之，而中部煤厚较稳定。己16-17煤层直接顶为深灰色砂质泥岩和泥岩，有时相变为细砂岩和粉砂岩，直接底为黑色泥岩和砂质泥岩，有时相变为粉砂岩。在井田东部深部及西部零星浮现炭质泥岩伪顶，厚度0.20m～0.87m，平均0.56m，炭质泥岩伪底厚度0.61～0.72m。庚20煤层位于太原群L5和L6灰岩之间，上距己16-17煤层64m，下距崮山组白云质灰岩18m。煤层不稳定，厚度0.29～2.91m，平均1.01m。可采性指数0.60，厚度变异系数47.6%，属不稳定煤层。煤层构造单一，井田中、西部可采区煤层赋存较稳定，东部浅部煤层赋存极不稳定。可采区占整个井田区域面积局限性一半。依照勘探钻孔和工程揭露资料，分别计算己二采区己15、己16-17煤层可采性指数和煤厚变异系数，认定己15煤层属于不稳定煤层，煤层构造复杂，煤厚变化较大，东翼己15煤层厚度0.42～2.49m之间，平均厚度1.17m，西翼己15煤层厚度在0～1.78m之间，平均煤厚0.4m，呈零星块段分布，在本采区内己15煤层为不可采煤层。己二采区己16-17煤层赋存较稳定，但煤厚变化也较大。东翼己16-17煤层厚度在5.05～9.68m之间，平均厚度6.60m，某些地区有夹矸，夹矸厚度0.34～0.87m（夹矸厚度不不大于0.6m仅有1个钻孔），煤层构造较复杂。西翼己16-17煤层厚度4.75～20.54m，平均煤厚6.52m，局部构造复杂，存在1～2层夹矸，夹矸厚度0.1m～1.0m，影响煤质。己15与己16-17煤层之间层间距9～16m，平均12m。2.3.2己二采区煤层特性十一矿己二采区位于己16-17煤层深部，采用上下山联合开拓方式，东部边界以50勘探线与五矿为界，西部为55勘探线（-670m以上，55勘探线以西为地方国有香山煤矿井田）；上山开采范畴-440～-590m标高，下山开采范畴为-590～-1000m标高。采区开采垂高560m，东西走向长3750m，南北倾斜宽1600～2500m。己16-17煤层为一倾向北东单斜构造，煤层倾角8～38°，浅部陡，深部缓。采区两翼煤层倾角不同。采区东翼煤层倾角较大，中西部煤层倾角较小，向西翼煤层倾角逐渐增陡。以53'勘探线为界，东部煤层倾角8～30°，平均18°，西部煤层倾角14～38°，平均24°。依照地勘钻孔和采掘工程揭露状况，采区东翼大中型断裂构造比较发育，中西部有褶皱存在，采区西翼有小型褶曲和局部断裂构造发育带。依照地质勘探钻孔揭露状况，己二采区己16-17煤层赋存较稳定，但构造较复杂。在采区东翼，己16-17煤层普通由2～4个分层构成，煤层厚度在5.05～9.68m之间，平均煤厚6.60m，局部地段存在夹矸，如50-10、50'-12、50'-13、50'-18、50'-19、51-15、51'-10、51'-12、52-12、53-10等钻孔处，夹矸1～2层，多为1层，夹矸厚度0.34～0.87m。在采区西翼，煤层厚度变化较大，在4.75～20.54m之间，平均厚度6.52m，局部构造复杂，存在1～2层夹矸，夹矸厚度0.1～1.0m，如54-6、55-3、55-12等钻孔处。己二采区东翼、西翼煤层倾角、构造和厚度揭露状况如表2-4和表2-5所示。己二采区煤层顶板均无伪顶，己15煤层直接顶为砂泥岩与细砂岩，平均厚度2.5m，老顶为K14砂岩，平均厚度5.0m。直接底为泥岩，平均厚度0.5m，老底为细—中粒砂岩（K15）平均厚度10.4m。己16-17煤层直接顶为砂质泥岩或细砂岩，厚度1.82m，老顶为K15砂岩，厚度10.4m，直接底为灰色、团块状泥岩，厚度5.6m，遇水膨胀，老底为深灰色泥质灰岩（L1），厚度1.0m。由地质报告提供资料，己二采区己组煤层埋深在580～800m（或超过）时，地压显现比较明显，极易导致巷道变形，增长维修量。对于己16-17煤层，老顶初次来压步距在18～21m之间，周期来压步距在14～16m之间，属易管理顶板。表2-4己二采区东翼煤层倾角、构造和厚度揭露状况勘探线编号钻孔编号开口/落底标高（m）己15煤层厚度（m）己16-17煤层厚度（m）倾角（°）5050-9119.35/-475.910.006.322450-10136.64/-671.292.10=0.91(0.37)0.825.12=3.52(0.35)1.252450-12176.24/-916.204.8450-13136.61/-964.9411.4650'50'-10113.85/-389.637.0550'-11119.69/-462.65己16、己17分开,总厚度7.22m50'-12127.52/-601.672.17=0.83(0.41)0.936.15=3.64(0.78)1.733050'-13145.63/-659.681.68=0.62(0.27)0.795.07=2.94(0.35)0.782850'-18143.72/-655.621.68=0.67(0.22)0.795.70=3.87(0.39)1.342750'-19170.88/-785.601.51=0.63(0.29)0.597.09=5.64(0.34)1.11155151-8119.07/-516.386.8051-14139.96/-615.321.235.261951-15151.54/-713.061.94=0.71(0.36)0.879.311851-16186.69/-886.574.8851-17153.05/-956.779.0051-18135.29/-1006.572.8351'51'-6119.15/-411.196.2551'-9118.48/-413.277.7751'-10135.70/-587.740.857.73=4.40(0.54)2.792751'-13149.71/-691.940.966.671751'-12180.0/-804.573.04=1.04(0.5501.455.30=3.65(0.48)1.40155252-12135.26/-569.531.048.31=4.43(0.33)3.552152-13156.32/-672.951.055.291052-14172.29/-769.281.028.301452-16203.49/-897.697.1653-17173.30/-908.719.9352'52'-8147.93/-634.071.257.551652'-9168.00/-715.991.085.37105353-9122.36/-446.764.8053-10140.26/-609.910.576.99=5.29(0.45)1.251353-11164.60/-656.290.995.23853-12204.94/-788.551.909.682053-13250.32/-860.787.4853-14188.82/-899.275.7753-15147.82/-954.056.83表2-5己二采区西翼煤层倾角、构造和厚度揭露状况勘探线编号钻孔编号开口/落底标高（m）己15煤层厚度（m）己16-17煤层厚度（m）倾角（°）53'53'-18135.5/-462.28废4.73=2.76(0.08)0.79(0.08)1.0253'-19139.57/-566.540.707.8253'-20140.23/-592.070.6715.25(废)53'-21160.54/-668.210.4213.75454-6138.72/-542.040.945.41=3.08(0.11)2.2254-7128.71/-389.408.2954-8153.74/-621.091.29=0.24(0.65)5.7454-9175.30/-703.490.6210.5654-11177.20/-931.864.9154'54'-9127.35/-356.041.504.3954'-10132.38/-503.171.787.4154'-11140.30/-580.830.717.3554'-12165.39/-668.390.564.755555-3125.52/-400.512.166.20=4.79(0.13)1.2855-4126.05/-407.361.004.3055-5128.30/-425.451.3620.5455-10144.17/-637.400.565.3955-12184.17/-725.126.55=5.85(0.21)0.4955-15252.03/-811.610.294.255656-2123.39/-305.17己15=0.40,己16=13.46,己17=4.0756-3131.06/-513.440.634.1056'56'-3125.22/-301.90己15=0.79，己16=15.47，己17=6.275757-8173.112/-734.905.14=1.44(0.55)3.152.3.3地质构造十一矿井田位于平顶山矿区西部，主体构造为浅部陡、深部缓单斜构造。受古老基底和北东向应力影响，在井田西南端形成紧密褶皱带，地层倾角高达67º，局部浮现直立甚至倒转；井田内也有局部凹陷和隆起。井田内除有分界断层外，落差不不大于20m断层还张庄逆断层、艾山逆断层、边庄逆断层和岳庄逆断层。平顶山十一矿分界断层重要有锅底山正断层、凤凰岭断层、前凤凰岭正断层、余官营平移断层等分界断层。锅底山正断层位于十一矿井田东北锅底山附近，原为燕山中期来自南西向侧推力形成压扭性作用北西展布逆冲断层，燕山末期至喜马拉雅时期，北西向鲁叶断裂、锅底山断裂、襄郏断裂体现为左行拉张活动，本来逆冲断裂反转为上盘下滑正断层。锅底山正断层力学性质为压扭+扭性+张扭，以张扭为主。32勘探线至49勘探线分别在三环、七星公司、五矿、六矿井巷工程及钻探工程控制，该断层为一时分时合、次级断层发育断层组。从49-13、50-14钻孔控制状况看，在该区域派生为2条断层。50-14孔在孔深489.68～494.56m岩层受挤压，甲煤段厚度减小；孔深811.05～817.06m和819.70～822.60m两次浮现岩芯破碎，丁组—己组煤层间距减小，缺失戊组煤，证明该断层存在。走向NW17～22°（50线以西）、NW45°（49～50线），倾向南西，在十一矿井田内为倾角48°、落差80～85m和倾角42°、落差170～220m两条断层。据推测该断层延伸至54勘探线附近。锅底山正断层位于十一矿己二采区东翼深部边界处。凤凰岭断层位于十一矿井田西部，由59-4、59-6和58'-1孔严密控制。58'-1孔在孔深313.00m见L1灰岩后岩芯破碎，在孔深347.85m和367.33m两次见L1；59-4孔355.13m穿过太原组后，至447.80m浮现寒武系灰岩，如下又重复浮现太原组灰岩和庚20煤层；59-6孔在孔深83.34m见戊9-10煤层后，至629.74m终孔尚未见到己组煤层，地层明显明显增厚，338.58m处岩芯破碎，系断层穿过所致。该断层走向近北西，倾向西，倾角37°，落差55m，该断层与其西部前凤凰岭正断层（香山寺精查地质报告命名）构成紧密断层组，破坏了煤层向西延伸，成为十一矿西部边界。前凤凰岭正断层位于凤凰岭逆断层以西，分别由59-2、59-3和59-4孔控制，走向、倾向与逆断层一致，倾角67°，落差42～50m。余官营平移断层位于前凤凰岭正断层西侧，由59-2、60-1和60-2孔控制，走向与凤凰岭断层相近，西盘北移，东盘南移，移距约1Km。边庄逆断层位于十一矿己二采区东翼上部，重要影响范畴为己七采区，对己二采区稍有影响。边庄逆断层为一组近平行同倾向断层组，走向NW54°，倾向北东，落差28～32m，倾角46～56°，延伸长度1200m。艾山逆断层位于十一矿己二采区东翼深部，走向NW54°，倾向北东，倾角62°，落差42m，延伸长度约900m。影响范畴50'～52勘探线。张庄逆断层位于十一矿己二采区东翼深部，走向NW42°（52'勘探线以东）和NW26°（52'～54勘探线），倾角24°～32°，落差12～54m，延伸长度1900m。影响范畴51'～53'勘探线。依照工程揭露状况，十一矿己二采区除上述重要地质构造外，中小型构造比较发育，特别是在大型构造影响带内，小型地质构造较为发育。依照已揭露断层记录，己二采区断层发育以北西西和北北东断层为主。在己二采区两翼，断层性质差别较大，东翼以逆断层为主，逆断层占断层总数51.2%，正断层占47.8%，西翼以正断层为主，正断层占断层总数92.3%，逆断层占7.7%。己二采区东翼构造以逆断层为主，也许与锅底山正断层左行拉张活动关于，该翼为煤体挤压揉皱带，煤体破坏限度高。3己16-17煤层煤与瓦斯突出危险性预测3.1己16-17煤层瓦斯基本参数3.1.1己二采区深部煤层瓦斯压力测定成果依照关于规定：用煤破坏类型、瓦斯放散初速度指标ΔP、煤结实性系数f和煤层瓦斯压力P等四个指标预测煤层突出危险性时，只有所有指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层瓦斯压力测定成果汇总如表3-1所示。表3-1己二采区深部瓦斯压力测定成果序号测定地点标高（m）绝对瓦斯压力（MPa）1己二东翼集中运送巷-7810.22己二轨道下山-8310.23己二回风下山-8540.5己16-17煤层a、b、△P、f、ｋ测定：十一矿近几年测定关于己16-17煤层煤样化验成果如表3-2所示，吸附常数测定成果如3-2所示。表3-2十一矿二水平己16-17煤层瓦斯吸附常数测定成果汇总表序号化验地点送样时间吸附常数abR1标高-593m石门.11.2821.3290.2470.8822己16-17—22120风巷400.722.250.6263己16-17—22120机巷.721.3290.2474己16-17—22101风巷1530.8.2824.1690.5760.9425己二回风下山四联巷口里30.8.2826.3550.80.9586己二皮带下山450m.8.2824.3920.7020.9467己16-17—22101机巷1600.8.2827.0210.8270.9478己二轨下六区段车场钻孔深37m.11.824.3360.4940.9753.1.2己二采区深部煤层瓦斯含量及工业分析测定表3-3己二采区瓦斯含量井下测定成果测定地点及标高煤质工业分析瓦斯含量m3/t地点标高m水分%灰分%挥发分%残存量损失量解吸量含量己二回风下山-8701.0710.2831.781.480.0551.132.67己二皮带下山-8401.537.6230.962.070.0521.423.5422101机巷-6751.2413.8539.041.3501.3522101风巷-6350.965.9722.551.820.0270.682.53表3-4十一矿二水平己16-17煤层煤样化验成果汇总表序号测定地点△Pfk1标高-593m石门4.030.8352己二东翼轨下一区段1号5.96323己二东翼轨下一区段2号6.62324己二回风下山距25#47m8.950.39235己二回风下山距27#30m10.330.4266己二回风下山五区段回联距30#13m7.210.65117己二回风下山五区段回联距30#13m6.320.7498己二回风下山距40#点40m5.35159己二回风下山3.810.74510己二回风下山3.940.67611己二回风下山4.240.67612己二回风下山四联巷口里30m7.250.631213己二辅助皮带下山距31#30m7.810.811014己二辅助皮带下山距31#30m7.150.411715己二皮带下山距回皮五联巷口25m15.190.1311816己二东翼辅助下山一区段车场2.270.65417己二东翼运轨距上山变坡点13m11.470.631818己二东翼集中运送巷10.870.293819己二东翼集中运送巷7.270.322220己二东翼集中运送巷28#点40m8.410.611421己二东翼集中运送巷28#点40m7.990.671222己二东翼集中运送巷28#点40m4.970.51023己二东翼集中运送巷34#点47m3.60.71524己二东翼集中运送巷34#点47m4.710.67725己二东翼集中运送巷34#点47m4.540.65726己二回皮三联巷外口15m7.030.621127己二回皮三联巷外口15m5.310.83628己二回皮三联巷外口15m7.870.641229己二回皮三联巷距2#点28m16.750.295730己二回皮三联巷距2#点28m15.070.1411031己16-17—22101风巷距15#点150m17.560.44432己16-17—22101风巷距15#点150m14.690.424133己16-17—22101风巷距15#点150m17.490.364934己16-17—22101风巷530m8.420.651335己16-17—22101机巷600m8.620.392236己二轨道下山六区段车场钻孔内深37m处6.791.2653.1.3己二采区煤层瓦斯含量计算对于取样化验并测压地点（己二东翼运送巷a、b值取己二回下四联里30m处数据），依照朗格谬尔方程，就可以计算测压地点瓦斯含量。对于游离瓦斯量()计算，为了简朴起见取其记录经验值，普通取瓦斯含量10%。详细计算成果如表3-5所示。比较表3-5与表3-3成果中将采用最大值。表3-5测压地点煤层瓦斯含量计算值测定地点及标高煤质工业分析吸附常数压力MPa含量m3/t地点标高m水分%灰分%挥发分%ab己二回下四联里30m-8701.0710.2831.7826.3550.80.55.58己二轨下六区段车场钻孔37m，见煤点-8311.279.2232.2624.3360.4940.21.55己二东翼运送巷250m-7811.0710.2831.7826.3550.80.22.66式中——煤层瓦斯含量，m3/t；——吸附常数，实验温度下极限吸附量，m3/t；——吸附常数，MPa；——煤层瓦斯压力，MPa；——煤灰分，%；——煤水份，%；——煤孔隙体积，m3/m3；——煤密度，t/m3。3.1.4己二采区地勘钻孔煤层瓦斯含量依照十一矿己16-17煤层地勘钻孔测定煤层瓦斯含量，瓦斯样品点分布在+16.06～-962.05m之间，瓦斯含量最小值1.31m3/t，最大值13.98m3/t，平均值8.46m3/t，在瓦斯成分中，甲烷最小值5.71%，最大值94.14%，平均值79.21%，重烃含量最大值3.07%。己16-17煤层随着煤层埋藏深度增长瓦斯含量增大。在-600m以上，样品平均埋深-128.53m，平均瓦斯含量2.38m3/t；-600～-800m范畴，平均埋深-694.37m，平均瓦斯含量5.34m3/t；在-800～-900m范畴，平均埋深-879.51m，平均瓦斯含量9.71m3/t；在-900～-1000m范畴，平均埋深表3-6十一矿己16-17煤层地勘钻孔瓦斯含量综合成果表孔号瓦斯成分（%）瓦斯含量（m3/t）标高（m）CO2N2CH4重烃CO2N2CH4重烃总计50'-189.674.2286.110.380.173.383.93-655.6251-322.3071.998.710.290.950.081.31+16.0651-512.8529.7157.440.441.031.983.45-273.1151-164.133.7492.130.380.348.489.20-886.5751-177.984.9886.001.030.870.549.320.1110.84-956.7752-164.852.1391.301.710.580.2610.990.2112.04-897.6952-174.161.7094.140.580.2413.1613.98-908.7153-156.470.8591.770.910.780.1011.130.1112.13-954.0554-98.907.5483.020.540.510.444.770.035.75-703.4954-118.8115.9575.240.230.411.932.57-931.8655-1212.653.3580.933.070.800.215.130.206.34-725.1255-1311.631.7086.670.980.147.298.41-895.9455-1411.007.3981.621.270.859.4311.55-947.4858-717.694.3977.921.630.417.159.19-837.8358-810.510.0089.491.220.0010.3811.60-962.0515114.696.6488.670.610.8711.6413.12含量预测，己16-17煤层瓦斯含量与标高关系为y=-0.0109x-1.1982，R2=0.822，己二采区深部-800～-1000m标高范畴内，己16-17煤层瓦斯含量为7.52～9.70m3.1.5级别鉴定十一矿自1990年以来矿井瓦斯瓦斯级别鉴定成果均为高瓦斯矿井，历年矿井瓦斯涌出量及瓦斯级别鉴定成果如表3-7所示。表3-7平顶山十一矿历年瓦斯鉴定成果年度绝对涌出量（m3/min）相对涌出量（m3/t）鉴定级别1990年10.858.60高瓦斯1991年10.927.34高瓦斯1992年7.906.02高瓦斯1993年12.267.87高瓦斯1994年10.357.71高瓦斯1995年17.3511.49高瓦斯1996年10.488.20高瓦斯1997年13.377.51高瓦斯1998年12.517.29高瓦斯1999年10.887.08高瓦斯10.015.12高瓦斯16.527.03高瓦斯16.867.07高瓦斯22.726.24高瓦斯24.907.18高瓦斯22.167.09高瓦斯32.179.22高瓦斯表3-8瓦斯级别鉴定表地点气体名称相对涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）矿井瓦斯级别上年度最大相对涌出量（m3/t）矿井总回CH49.2232.17高7.09丁六总回CH415.043.43低3.02己二总回CH413.4223.23高10.64丁二总回CH44.997.65高18.453.2煤与瓦斯突出危险区域预测办法煤与瓦斯突出区域预测办法重要有单项指标法、瓦斯地质记录法和综合指标法等。3.2.1单项指标法预测煤层突出危险性单项指标可用煤破坏类型、瓦斯放散初速度指标(△P)、煤结实性系数(f)和煤层瓦斯压力(P)等，采用该法预测时，各种指标突出危险临界值应依照矿区实测资料拟定，无实测资料时可参照表3-9，当所有指标达到或超过其临界值时，该煤层应鉴定为突出危险煤层。表3-9预测煤层突出危险性单项指标煤层突出危险性煤破坏类型瓦斯放散初速度△P煤结实性系数f煤层瓦斯压力P(MPa)有突出危险Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ≥10≤0.5≥0.74无突出危险Ⅰ、Ⅱ＜10＞0.5＜0.743.2.2瓦斯地质记录法该法实际是依照已开采区域突出点分布与地质构造(涉及褶曲、断层、煤层赋存条件变化、火成岩侵入等)关系，然后结合未采区地质构造条件来大体预测突出也许发生范畴。不同矿区控制突出地质构造因素是不同，有重要受断层控制，有重要受褶曲或煤层厚度变化控制，因而，各矿区可依照已采区域重要控制突出地质构造因素来预测未采区域突出危险性。十一矿始终是高瓦斯矿，但此前从未发生煤与瓦斯突出和瓦斯涌出异常状况（己二采区深部已有明显瓦斯动力现象），故当前暂时无法采用瓦斯地质记录法进行预测。3.2.3综合指标D、K值综合指标D、K值充分考虑了煤层开采深度、瓦斯压力和煤物理力学特性对煤与瓦斯突出影响，其计算公式如下：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；——软分层煤瓦斯放散初速度指标；——软分层煤平均结实性系数。依照《防治煤与瓦斯突出细则》第30条，判断煤与瓦斯突出危险性综合指标临界值可参照表3-10。从己16-17煤层当前已经掘进状况及突出预测综合指标K测定成果来看，己组煤层突出预测指标K超限（≥20）频率较大，达到43%，由此可以推断己16-17煤层存在较多瓦斯突出危险区或突出威胁区。表3-10用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性临界值煤突出危险性综合指标K煤突出危险性综合指标D无烟煤其他煤种20150.253.3煤与瓦斯突出预测成果防治煤与瓦斯突出细则》第23条、《煤矿安全规程》第一百八十六条规定：突出煤层经区域预测可划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。将己二采区己16-17煤层-630m标高以上划分为无突出危险区。将己二采区己16-17煤层-630m～-764m标高之间划分为突出威胁区。将己二采区己16-17煤层-764m标高如下划分为突出危险区。4己16-17煤层煤与瓦斯突出预测指标评价4.1突出预测指标q、S记录分析表4-1十一矿突出预测指标q值分布区间记录测试地点0≤q<22≤q<33≤q<3.53.5≤q次数频率次数频率次数频率次数频率己16-17—22071机巷31598.7%10.3%00.0%30.9%己16-17—22071风巷29299.3%10.3%10.3%00.0%己16-17—22101机巷13095.6%64.4%00.0%00.0%己16-17—22101风巷6258.5%3634.0%65.7%21.9%己16-17—22120机巷486100.0%00.0%00.0%00.0%己16-17—22120风巷24399.6%00.0%00.0%10.4%己二皮带下山13590.0%117.3%32.0%10.7%己二回风下山12869.6%5027.2%63.3%00.0%共计次数1791105167各区间所占比例99.35.50.830.36表4-2十一矿突出预测指标S值分布区间记录测试地点0≤s<33≤s<44≤s<5s≥5次数频率次数频率次数频率次数频率己16-17—22071机巷27586.2%4112.9%20.6%10.3%己16-17—22071风巷25887.2%3511.8%31.0%00.0%己16-17—22101机巷11786.0%1914.0%00.0%00.0%己16-17—22101风巷7067.3%3230.8%21.9%00.0%己16-17—22120机巷46895.9%204.1%00.0%00.0%己16-17—22120风巷23696.7%83.3%00.0%00.0%己二皮带下山17288.2%2110.8%21.0%00.0%己二回风下山14880.9%3318.0%21.1%00.0%共计次数1744209111各区间所占比例88.7510.640.560.0051十一矿在己二采区己16-17—22101风巷、己16-17—22101机巷、己16-17—22120风巷、己16-17—22120机巷、己16-17—22071风巷、己16-17—22071机巷、己二皮带下山、己二回风下山进行了突出危险性预测，采用钻孔瓦斯涌出初速度q、钻屑量S两个指标，其临界值分别为3.5L/min、5Kg/m。对突出预测数据进行记录分析，得出有效数据1300余个，其分布状况如表4-1、表4-2、图4-1、图4-2所示。由表4-1、表4-2、图4-1、图4-2可见，预测指标q、S超限几率都很小，q值大某些分布在区间[0，2）以内，S值大某些分布在[0，3）以内。q值超标地点有采区东翼己16-17-22071机巷（标高-663～-647m）、采区西翼己16-17-22101风巷（标高为-636m）、己16-17-22120风巷（标高为-663～-690m）、己二皮带下山，S值超标地点只有采区东翼己16-17-22071机巷（标高-663～-647m）。图4-1十一矿突出危险性预测指标q分布区间图4-2十一矿突出危险性预测指标S分布区间4.2区域预测指标D、K记录分析依照对己二采区己16-17煤层△P、f、K记录，发现预测指标△p、f、K等超限几率较大，特别是三项指标均超限几率占到了近1/3（在软分层，f值基本上100%处在超限状况，即f≤0.5），如图4-3所示。依照地勘钻孔瓦斯含量预测和朗格缪尔公式反推（采用己二回风下山四联里30m处煤质工业分析成果与吸附常数），标高-764m处瓦斯含量将达到7.18m3/t，相应瓦斯压力为0.74MPa。在标高-764m如下，综合指标D≥0.25。图4-3十一矿己二采区己16-17煤层突出预测指标△p、f、K记录成果4.3瓦斯动力现象分析通过对平顶山矿区各矿己组煤层开采过程中浮现突出案例分析，发现十一矿己二采区开采标高及垂深均已远远超过己组煤层始突深度-224m标高，因而己二采区己16-17煤层存在一定突出危险性。依照十一矿己二采区发生几起瓦斯超限事故分析，2月3号己16-17-22080机巷（标高-630m）发生瓦斯异常超限事故，煤炮频繁，软煤冒落10t，冒顶高度2.8m，瓦斯浓度由0.4%升高至3.82%，具备一定动力显现；5月16日己二三区段车场（标高-650）发生瓦斯超限事故，顶部软煤冒落4t，瓦斯浓度由0.2%升高至1.7%；2月16日-800m回风下山车场联巷（标高-800m）发生瓦斯超限事故，打钻过程中浮现煤跑声，冒顶落煤3t，具备一定动力显现。十一矿己16-17煤层，随着开采深度增长，矿井瓦斯涌出量明显增大，特别是己二采区，地应力增大，瓦斯含量增大，巷道掘进过程中有煤炮声，十一矿己二采区己16-17煤层突出危险区域，必要进一步研究该区域瓦斯地质规律。通过研究十一矿井田及己二采区地质构造，收集分析十一矿己16-17煤层开采过程中瓦斯涌出量及突出指标，依照现场测定瓦斯压力、瓦斯含量及实验测定各项指标数据，结合地勘钻孔瓦斯含量，对深部瓦斯压力、含量进行预测。依照单项指标鉴定，已二采区深部已16-17煤层属于煤与瓦斯突出危险煤层；依照对已二采区瓦斯涌出初速度、钻屑量S记录分析，区域预测指标D、K记录分析，瓦斯动力现象分析，已二采区已16-17十一矿防突测试指标由本来q值、S值又增长了△h2值预测掘进工作面突出危险性，其中任一指标达到或超过其临界值，即鉴定工作面为突出危险工作面。为了做好已二采区深部煤与瓦斯突出防治，在采钻孔瓦斯涌出初速度q、钻屑量S基本上，钻屑瓦斯解吸指标△h2,其临界值建议采用q=3.5L/min、S=5Kg、△h2=200pa，预测钻孔由3个增长至5个，钻孔瓦斯涌出初速度q、钻屑量S钻孔每钻进1米预测一次，钻屑瓦斯解吸指标△h2在孔深4米、8米时测定一次。十一矿分别在己组煤层垂深500～720m测得瓦斯压力1.75MPa～2.05MPa，百米瓦斯压力递增为0.26MPa，以此推算，预测-800m水平煤层瓦斯压力将达到3.4Mpa。十一矿己组煤层瓦斯超限事故因素分析：依照该矿瓦斯超限事故追查分析记录，己组煤层（己七采区、己二采区）共发生各类瓦斯超限事故19次，详细记录成果见表4-3所示。在以上记录各次瓦斯超限事故中，除去违章作业、停电、瓦斯积聚、落煤量大等非瓦斯地质因素，导致瓦斯超限重要因素是瓦斯地质因素。详细来讲，重要有如下几点：①均与瓦斯含量增大、煤体变软或断层等有关，体现出易冒顶、片帮、瓦斯涌出异常等特性；②发生瓦斯超限地点均发生在-400m如下水平，但在-600m如下明显增多，在己二采区重要集中在-550～-650m之间；③随着深度加大，煤炮声开始随着显现，表白在瓦斯赋存量异常点增多基本上，随着深度增长，地应力也开始明显显现；④在有些地点，煤炮等地应力作用（显现）是导致片邦、冒顶重要因素；⑤从记录分析中也可以看出，十一矿瓦斯超限事故（瓦斯涌出异常）重要集中在2～3个区域，进而阐明瓦斯赋存具备很强条带分布特性，详细体当前-420m、-630m及-800m如下等附近。表4-3十一矿己16-17煤层历次瓦斯超限事故记录瓦斯超限地点时间标高m瓦斯浓度%超限因素备注己16-17—22080机巷00.11.06-6303.82(0.4)冒顶2.8m煤炮频繁,煤软落煤10t己16-17—22080机巷01.01.11-6301.1(0.32)放炮落煤落煤量大己16-17—22080机巷01.01.15-6301.01(0.4)放炮落煤煤炮,软煤厚度1m己16-17—22080机巷01.01.22-6301.09(0.5)停电无风己16-17—22080机巷01.01.23-6301.23(0.7)违规生产断电,违规己16-17—22080机巷01.02.03-6301.39(0.4)瓦斯异常断层,裂隙,忽大忽小己16-17—22080机巷01.02.18-6301.15停电无风己16-17—22080机巷01.02.23-6301.09(0.4)放炮瞬间超限己16-17—17080机巷01.02.04-4201.68(0.4)放炮煤软,压力增大己16-17—17080机巷01.02.11-4203.07异常涌出巷修,露顶,瓦斯最大10%己16-17—17080机巷01.03.02-4201.13片帮架棚,片帮空顶,断层己16-17—17080切眼01.03.06-410瓦斯积聚当班未刹顶,瓦斯积聚己16-17—17080机巷01.03.18-42046瓦斯积聚掘切眼,导致迎头无风己16-17—17052切眼01.06.09-3607.8违章风筒距离远,迎头循环风己二采区下延皮下01.01.13-6001.03(0.2)放炮落煤落煤量大己二三区段车场02.05.16-6501.7(0.2)冒顶顶部煤软,落煤4t己16-17—22120机巷02.11.29-7200.8(0.3)无风跳闸己16-17—22061补风巷04.06.04-5402.76放炮冒顶煤软-800回下车场联巷05.02.16-8001.4冒顶打钻,煤炮,顶部落煤3t备注：（）内数字为放炮等之前工作面迎头瓦斯浓度此外，通过对十一矿历次瓦斯超限事故因素记录分析，发现除了违章作业、停电、瓦斯积聚、放炮落煤量大等非瓦斯地质因素，导致瓦斯超限重要因素是瓦斯地质因素。通过比较，可以发现：①发生瓦斯超限地点均发生在-400m如下水平，但在-600m如下明显增多（己二采区）；②历次超限事故中，最大瓦斯浓度为3.82%，此时绝对瓦斯涌出量为3.82%×305=11.65m3/min（发生在己16-17-22080机巷），此处标高为-630m③发生在2月3号己16-17-22080机巷超限事故中，瓦斯浓度为1.39%，此时绝对瓦斯涌出量为1.39%×531=7.38m3/min，此处标高为-630m④从记录分析中也可以看出，十一矿瓦斯超限事故（瓦斯涌出异常）重要集中在2～3个区域，进而阐明瓦斯赋存具备很强条带分布特性。依照己二采区煤层剖面图，发现瓦斯涌出异常点较多位置（己16-17-22061补风巷，-540m；己16-17-22080机巷，-630m；己二三区段车场，-650m；回风下山车场联巷，-800m）均处在己组煤层倾角明显变化区域。由此可以判断，己组煤层倾角发生明显变化地方（拐点附近），是瓦斯富集区域，有助于瓦斯封闭存储，煤层瓦斯含量会浮现明显增长，详细体当前如下两个较大地质构造区域：①-550～-650m之间；②-750～-850m之间，依照实际标高，会有所变化，但不会偏差太多。这两个瓦斯含量赋存异常区域影响采掘工作面，应依照工作面实际布置状况而定，其他区域瓦斯含量及采掘过程中瓦斯涌出量将会基本与预测规律相一致。4.4工作面预测指标评价4.4.1概述：为了防止煤与瓦斯突出，保证矿井安全生产，突出矿井依照各自详细矿山地质条件分别采用不同预测指标来预测工作面突出危险性。按预测监测对象分类，工作面突出危险性预测指标可以分为三类：第一类——煤层力学性能预测指标；第二类——煤层地应力预测指标；第三类——煤层瓦斯预测指标；按照综合假说，煤与瓦斯突出是地应力，瓦斯及煤物理力学性质综合伙用成果，矿山地质条件不同，煤与瓦斯突出主导因素和显现条件不同，上述三类预测指标各自适应不同矿山地质条件。科学合理预测指标不但能使矿井获得比较高安全效益，同步也使矿井获得可观经济效益。预测指标可靠性评价应当兼顾安全性和经济性，安全性重要体当前对突出及突出危险带预测方面，应当保证100%突出发生在所预测突出危险带内，以便有针对地采用防突办法，保证安全作业；经济性重要体当前对安全带预测方面，应当保证安全带尽量长某些，避免防突办法盲目使用，减少防突费用及增长生产时间。因而，突出矿井在通过一定期间和一定范畴预测后，依照预测数据资料，从安全性、经济性方面对预测指标可靠性进行评价，分析预测指标科学合理性，对于矿井突出防治工作，具备一定指引意义。4.4.2评价办法(1)“三率法”“三率法”由中华人民共和国煤炭科学研究总院抚顺分院提出，重要是依照预测资料，突出资料计算预测危险率，预测危险性精确率，预测安全精确率来评价预测指标可靠性。假设在某一工作面推动过程中，采用某一预测指标持续预测工作面突出危险性，共预测了Y次，其中预测工作面危险YW次，工作面安全YA次，在预测危险YW次中，在预测安全YA次中，工作面实际危险次数为YAB。实际危险次数只实际打算突出次数和打钻过程中浮现瓦斯动力现象预测次数等。按上述假使，计算下列“三率”：预测危险率：PW=YW/Y×100%预测危险精确率：PWZ=YAB/Y×100%预测安全精确率：PAZ=（YA—YBA）/YA×100%PW为预测危险次数占总预测次数比例，反映了防突办法工程量大小，可以以为是一种经济指标。PW越小，防突办法工程越少，防突费用减少，PW越大，防突办法工程增长，防突费用也相应提高。PAZ为预测指标对危险工作面和安全工作面预测精确限度，PWZ反映了预测指标对突出敏感限度，PAZ反映了预测指标对安全预测可靠度，两者同属安全指标。国内普通以为，如果某一预测指标PWZ不不大于50%，PAZ接近100%，就算比较敏感可靠指标了。其优缺陷如下：①、PWZ和PAZ属于安全指标，PW属于经济指标，以安全性，经济性来评价工作面预测指标可靠性，比较全面，科学合理。②、在安全指标定义，计算方面还不尽科学合理条件下，PWZ实质是预测在预测危险条件下实际危险次数浮现频率，在实际工程中无法计算PWZ，由于当工作面预测有突出危险后就必要采用防突办法，原则上防突办法尽量有效。最大限度地制止突出发生，因此不能由于没有突出发生就以为本次预测成果不可靠。PAZ实际是在预测无危险条件下实际无危险次数频率，同步也反映了在预测无危险条件下实际危险次数浮现频率，由于煤与瓦斯突出具备分区别带特点，突出危险区域仅占突出煤层面积5%~7%，如果预测记录范畴比较小，工作面有也许始终处在安全区域，预测指标未通过突出危险带检查，此时无论预测指标可靠性任何，PWZ都为100%，显然是不合理。③、PW虽然反映了防突办法工程量大小，是经济指标，但定义不直观。若用预测突出危险带长度与工作面推动总长度之比来反映预测指标经济性更直观合理。(2)地震声学预测办法前苏联姆.斯.安采费罗夫提出煤与瓦斯突出地震声学预测办法，以工作面附近煤体在采掘工艺作用影响下单位时间内噪声次数记录变化规律来预测煤与瓦斯突出危险性，依照预测资料，突出资料计算预测突出精确率和预测危险带精确率来评价预测指标可靠性。矿山地震声学研究成果表白，煤层噪声增长，意味着工作面附近岩体破坏过程加剧，从而煤与瓦斯突出危险性加大。依照单位时间内煤层噪声进行记录计算，按照一定准则，沿工作面推动方向可划分出若干个安全带和危险带。假设在某一工作面推动过程中采用地震声学预测办法进行突出危险性预测，沿工作面推动方向共划分了YW个危险带和YA个安全带，并且在工作面推动过程中共发生了B次突出，其中BW次发生在所预测危险带中，在YW个危险带中，仅有YWB个发生过突出，按上述假设，可得：预测突出精确率：PBZ=BW/B×100%；预测危险带精确率：POZ=YWB/YW×100%PBZ为发生在危险带中突出次数占突出次数比例，反映了预测指标对突出预测精确限度，同步也反映了预测指标保证工作面安全推动可靠限度，是一种安全指标。POZ为发生突出危险带占所有危险带比例，反映了预测指标对危险带预测精确限度，也表白了预测危险带个数多少和防突办法工程大小，故Y可以以为是一种经济指标。依照前苏联顿巴斯矿区近年资料记录，PBZ普通不不大于95%，POZ为25%~30%。其优缺陷如下：①、PBZ属于安全指标，POZ属于旧指标，以安全性和经济性来评价预测指标可靠性比较科学合理。②、本评价办法借助于安全带和危险带概念，引入了预测突出精确率定义，转而计算发生在突出危险带中突出次数占总突出次数比例，使得预测突出精确率计算成为也许。PBZ不但反映了预测指标对突出预测对的限度，同步也反映了预测指标保证各工作面安全推动可靠限度。③、POZ定义和计算欠妥，由于在突出危险带中必要采用防突办法，不能由于某一危险带中未发生过突出就以为预测不可靠，难以断定所预测危险带真实性，故POZ计算无法进行；二是POZ计算仅考虑其长度，不够客观公正，POZ难以真正反映预测指标经济性。(3)原则记录法俄罗斯科琴斯基矿业研究院技术科学博士博.米.伊万诺夫提出了原则记录法，依照工作面无危险预测总次数和无危险预测条件下发生瓦斯动力现象次数计算无危险性预测可靠性，从而评价预测指标可靠性。其可靠性评价在实际中仅仅指无危险预测可靠性，危险预测可靠性无法评价。由于当预测工作面有突出危险时，就必要采用防突来制止突出发生，因此不能依照工作面没有发生突出，就以为危险预测不可靠。假设在某一工作面采用某一预测指标共进行了N次无危险预测，其中d次预测属于错误，即在d次预测工作工作面无危险条件下，发生了瓦斯动力现象。规定在指定可靠性概率为r条件下，拟定预测指标可靠性1-α（或最大也许性错误预测概率α）。依照数理记录教程，是下列方程解：对于不同N，d和γ，可查表求得α。由于此法记录特性，虽然在无危险预测次数所有对的条件下，无危险预测可靠性也不大于100%，这是由于有限样本取样成果。只有当无危险预测次数趋于无穷，并且无危险由预测所有对的条件下，无危险预测可靠性才趋于100%。在样本空间足够大，错误无危险预测次数较少条件下，无危险预测可靠性接近于无危险预测次数所有对的条件下可靠性。在这种状况下，错误无危险预测次数对无危险预测可靠性影响随无危险预测次数增长而减少。工作面预测实质、目及