毕业论文——矿井瓦斯防治技术[1].doc 37页

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薀薆膆腿莃袅膅芁薈袀膄蒃莁螆膃膃蚆蚂膃芅葿羁膂莈蚅袇膁蒀蒈螃芀腿蚃虿袇节蒆薅袆蒄蚁羄袅膄薄袀袄芆螀螆袃莈薂蚂袂蒁莅羀袁膀薁袆羁芃莄螂羀莅蕿蚈罿肅莂蚄羈芇蚇羃羇荿蒀衿羆蒂蚆螅羅膁蒈蚁羅芃蚄薇肄莆蒇袅肃肅蚂螁肂膈蒅螇肁莀螀蚃肀蒂薃羂聿膂莆袈聿芄薂螄肈莇莄蚀膇肆薀薆膆腿莃袅膅芁薈袀膄蒃莁螆膃膃蚆蚂膃芅葿羁膂莈蚅袇膁蒀蒈螃芀腿蚃虿袇节蒆薅袆蒄蚁羄袅膄薄袀袄芆螀螆袃莈薂蚂袂蒁莅羀袁膀薁袆羁芃莄螂羀莅蕿蚈罿肅莂蚄羈芇蚇羃羇荿蒀衿羆蒂蚆螅羅膁蒈蚁羅芃蚄薇肄莆蒇袅肃肅蚂螁肂膈蒅螇肁莀螀蚃肀蒂薃羂聿膂莆袈聿芄薂螄肈莇莄蚀膇肆薀薆膆腿莃袅膅芁薈袀膄蒃莁螆膃膃蚆蚂膃芅葿羁膂莈蚅袇膁蒀蒈螃芀腿蚃虿袇节蒆薅袆蒄蚁羄袅膄薄袀袄芆螀螆袃莈薂蚂袂蒁莅羀袁膀薁袆羁芃莄螂羀莅蕿蚈罿肅莂蚄羈芇蚇羃羇荿蒀衿羆蒂蚆螅羅膁蒈蚁羅芃蚄薇肄莆蒇袅肃肅蚂螁肂膈蒅螇肁莀螀蚃肀蒂薃羂聿膂莆袈聿芄薂螄肈莇莄蚀膇肆薀薆膆腿莃袅膅芁薈袀膄蒃莁螆膃膃蚆蚂膃芅葿羁膂莈蚅袇膁蒀蒈螃芀腿蚃虿袇节蒆薅袆蒄蚁羄袅膄薄袀袄芆螀螆袃莈薂蚂袂蒁莅羀袁膀薁袆羁芃莄螂羀莅蕿蚈罿肅莂蚄羈芇蚇羃羇荿蒀衿羆蒂蚆螅羅膁蒈蚁羅芃蚄薇肄莆蒇袅肃肅蚂螁肂膈蒅螇肁莀螀蚃肀蒂薃羂聿膂莆袈聿芄薂螄肈莇莄蚀膇肆薀薆膆腿莃袅膅芁薈袀膄蒃莁螆膃膃蚆蚂膃芅葿羁膂莈蚅袇膁蒀蒈螃芀腿蚃虿袇节蒆薅袆蒄蚁羄袅毕节职业技术学院毕业设计(论文)专业煤矿开采技术班级10煤矿开采2班学生姓名罗宪民学号201003010247课题指导教师陈伟2011年10月1日矿井瓦斯防治系别工矿建筑系专业煤矿开采技术姓名学号201003010247指导教师陈伟摘要本设计针对某矿煤层群条件下71主采煤层7124综采工作面，通过理论分析，进行了瓦斯综合抽放技术研究。首先分析了国内外煤矿安全生产现状、瓦斯赋存及流动规律、抽放方法、引起事故危险因素等进行了分析，为合理确定工作面瓦斯抽放方法提供了理论依据。在此基础上，集合工作面的瓦斯地质情况和瓦斯涌出情况，确定并设计了进行工作面瓦斯综合治理的顶板高位钻孔、采空区埋管2种瓦斯抽放方法。最后对煤矿的安全生产管理提出了综合的建议与措施。关键词：瓦斯赋存状态、瓦斯抽放方法、高位顶板钻孔、采空区埋管目录第一章国我国煤矿安全生产现状分析....................................................................................11.1.1我国目前煤矿安全生产形势............................................................................11.1.2我国煤矿生产存在的主要问题...................................................................... 11.2煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施................................31.3、国外煤矿安全生产现状分析....................................................................................41.3.1美国的煤矿安全生产现状分析........................................................................51.3.2澳大利亚的煤矿安全现状分析.........................................................................6第二章瓦斯赋存及流动规律................................................................................................82.1瓦斯在煤层中的流动机理........................................................................................82.2煤的吸附理论及煤层瓦斯含量................................................................................82.2.1瓦斯赋存状态..................................................................................................82.2.2煤的吸附性及其影响因素分析......................................................................92.3煤层瓦斯流动理论研究..........................................................................................102.3.1线性瓦斯流动理论........................................................................................102.3.2瓦斯扩散理论................................................................................................102.3.3瓦斯渗透—扩散理论....................................................................................132.3.4非线性瓦斯流动理论....................................................................................142.3.5地物场效应的煤层瓦斯流动理论................................................................142.3.6多煤层系统瓦斯越流理论............................................................................142.3.7结论................................................................................................................14第三章煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析..............................................163.1瓦斯抽放方法的分析..............................................................................................163.1.1抽放瓦斯方法分类........................................................................................163.1.2开采煤层的瓦斯抽放分析............................................................................163.1.3邻近层的瓦斯抽放分析................................................................................ 183.1.4采空区的抽放................................................................................................193.1.5瓦斯抽放新方法研究....................................................................................193.2瓦斯燃烧或爆炸的分析..........................................................................................233.2.1瓦斯燃烧与爆炸的感应期............................................................................233.2.2瓦斯爆炸的类型............................................................................................233.3瓦斯突出分析..........................................................................................................243.3.1国国外概况........................................................................................................253.3.4瓦斯突出的特征............................................................................................263.3.5影响突出危险的形成的要素........................................................................26第四章某矿矿井概况..........................................................................................................274.1某矿地质概况..........................................................................................................274.2建井涌出情况..........................................................................................................304.2.1瓦斯涌出情况................................................................................................304.2.2瓦斯突出情况................................................................................................314.3矿井通风及瓦斯抽放..............................................................................................314.3.1矿井通风概况................................................................................................314.3.2矿井瓦斯抽放概况........................................................................................314.47124综采工作面概况..............................................................................................32第五章瓦斯抽放设计..........................................................................................................365.1瓦斯抽放的必要性..................................................................................................365.2抽放方法选择.......................................................................................................... 365.2.1抽放瓦斯方法选择原则................................................................................365.2.2某矿瓦斯抽放方法的选择............................................................................375.3顶板高位钻孔抽放设计..........................................................................................375.3.1高位钻孔瓦斯抽放技术原理：....................................................................375.3.27124工作面高位钻场、钻孔布置................................................................385.4采空区埋管抽放设计..............................................................................................405.4.1采空区埋管布置...............................................................................................405.4.2立孔抽放设计..................................................................................................415.5瓦斯抽放工艺参数..................................................................................................425.5.1抽放瓦斯管管径计算....................................................................................425.5.2瓦斯泵流量确定............................................................................................435.5.3移动瓦斯泵流量计算公式............................................................................435.5.4移动抽放管路阻力计算................................................................................445.5.5瓦斯泵选型：................................................................................................445.5.6瓦斯泵站位置................................................................................................445.5.7瓦斯抽放参数监测........................................................................................445.5.8瓦斯抽放管路的附设装置............................................................................45第六章安全措施及建议......................................................................................................466.1安全管理措施及建议..............................................................................................466.2钻孔施工安全技术措施..........................................................................................466.3抽放系统管理措施及要求......................................................................................476.4煤与瓦斯突出防治系统.......................................................................................... 486.5其他和煤矿安全有关的建议与措施......................................................................49第七章结论与展望..............................................................................................................517.1全文总结..................................................................................................................517.2建议与展望..............................................................................................................51致谢..........................................................................................................................................53第一章国我国煤矿安全生产现状分析在我国的能源工业中，煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70％左右，预计到2050年还将占50％以上。因此，煤炭在相当长的时期我国目前煤矿安全生产形势我国95％的煤矿开采是地下作业。煤矿事故占工矿企业一次死亡10人以上特大事故的72.8％至89.6％（2002－2005年）；煤矿企业一次死亡10人以上事故中，瓦斯事故占死亡人数的71％。煤矿所面临的重大灾害事故是相当严峻的，造成的损失是极其惨重的。由于煤矿事故多，死亡人数多，造成了我国煤矿的百万吨死亡率一直居高不下。特别是煤矿重大及特大瓦斯（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，而且严重影响了我国的国际声誉。实际上，这些瓦斯事故的发生不是偶然的，它是以往煤矿生产过程中存在问题的集中暴露，涉及许多方面。既有自然因素、科技投入和研究的不足，也有人为因素以及国家的体制、管理、经济政策，社会的传统观念，煤矿企业的文化素质等等。1.1.2我国煤矿生产存在的主要问题[1]总体上来看，我国煤矿生产正走着一条高投入、高耗能、低产出、低回报的粗放型的经济增长道路，安全问题特别突出，经常发生矿难事故，国家安全生产监督管理总局近日称：近年我国平均每7.4天发生一起特大煤矿事故，远远高出世界平均水平。细致来看，主要存在以下几个问题：1、我国煤矿分布地质情况恶劣，灾害类型多，是造成事故的客观因素。我国煤矿绝大多数是井工矿井，地质条件复杂，灾害类型多，分布面广，在世界各主要产煤国家中开采条件最差、灾害最严重。①地质条件。在国有重点煤矿中，地质构造复杂或极其复杂的煤矿占36%，地质构造简单的煤矿占23%。据调查，大中型煤矿平均开采深度456米，采深大于600米的矿井产量占28.5%。小煤矿平均采深196米，采深超过300米的矿井产量占14.5%。② 瓦斯灾害。国有重点煤矿中，高瓦斯矿井占21.0%；煤与瓦斯突出矿井占21.3%；低瓦斯矿井占57.7%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中，高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井占15%。随着开采深度的增加，瓦斯涌出量的增大，高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井的比例还会增加。③水害。我国煤矿水文地质条件较为复杂。国有重点煤矿中，水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占27%，属于简单的矿井占34%。地方国有煤矿和乡镇煤矿中，水文地质条件属于复杂或极复杂的矿井占8.5%。我国煤矿水害普遍存在，大中型煤矿有500多个工作面受水害威胁。在近2万处小煤矿中，有突水危险的矿井900多处，占总数的4.6%。④自然发火危害。我国具有自然发火危险的煤矿所占比例大、覆盖面广。大中型煤矿中，自然发火危险程度严重或较严重(Ⅰ、II、III、Ⅳ级)的煤矿占72.9%。国有重点煤矿中，具有自然发火危险的矿井占47.3%。小煤矿中，具有自然发火危险的矿井占85.3%。由于煤层自燃，我国每年损失煤炭资源2亿吨左右。⑤煤尘灾害。我国煤矿具有煤尘爆炸危险的矿井普遍存在。全国煤矿中，具有煤尘爆炸危险的矿井占煤矿总数的60%以上，煤尘爆炸指数在45%以上的煤矿占16.3%。国有重点煤矿中具有煤尘爆炸危险性的煤矿占87.4%，其中具有强爆炸性的占60%以上。⑥ 冲击地压。中国是世界上除德国、波兰以外煤矿冲击地压危害最严重的国家之一。大中型煤矿中具有冲击地压危险的煤矿47处,占5.16%。随着开采深度的增加，现有冲击地压矿井的冲击频率和强度在不断增加，还有少数无明显冲击地压的矿井也将逐渐显现出来。2、煤矿生产的从业人员素质偏低煤矿行业从业人员大多数是农民工，素质偏低，没有经过专业的生产技能培训和安全生产培训，大多也没有接受教高层次的教育，因而素质普遍偏低，安全生产意识薄弱，自救能力和自救意识不强，往往在生产过程中没有严格执行安全生产的相关规定，在发生突发事件后不知所措，不能有效的自救。3、技术水平偏低我国煤矿安全科研力量分散，产学研结合不紧密，人才流失严重，科研投入严重不足，研发基础设施落后，成果转化率低，安全基础理论、煤与瓦斯突出、瓦斯煤尘爆炸、矿井突水机理及主要灾害预防与控制技术等研究滞后，企业自主创新能力弱，尚未形成完善的煤矿安全科技支撑体系。4、煤矿安全投入不足。煤矿企业长期投入不足，安全欠账严重。根据2005年专家对54户重点煤矿企业会诊分析，仅国有重点煤矿安全欠账就高达689亿元，一些矿井防灾系统不健全，设备陈旧老化，安全装备落后。地方国有煤矿和乡镇煤矿安全欠账问题更为突出，安全保障水平低，抵御事故灾害的能力差。5、政府监督严重缺位煤矿行业虽然已经实现了市场化，符合经济发展大潮，但是完全的市场调节具有很大的盲目性、自发性、滞后性等市场自身无法克服的弱点和缺陷，这就需要政府的宏观调控，而煤矿安全事故频发很大程度上都归咎于地方政府职能的严重缺位，也即是说，政府对煤矿行业的宏观调控的力度不够大，方法不够科学，绩效不够明显。造成这种现象的主要原因是：不少地方政府仍以GDP的增长与否作为行政成效的评价标准，很多地方官员把GDP作为追求的目标，把煤矿企业创造的GDP作为提升晋级的基石，甘愿充当煤矿企业的保护伞。对煤矿企业的生产状况，安全状况视而不见，听之任之。即使在事故发生以后，对遇难者家属的慰问和补偿似乎总是“迟来的爱”。所以说某些地方政府职能的缺位也是我国煤矿安全生产体系脆弱和安全事故频发的一个重要原因。1.2煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施当前，尽管煤矿安全生产形势严峻，但也存在许多有利条件：有建国几十年来培养起来的技术队伍，有经过多次修订的煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出细则等规程规定，有专业化的煤矿安全研究机构和有关的大专院校；许多大的煤矿企业还有自己的瓦斯防治机构，应该说做到控制瓦斯事故的频发是完全可能实现的。我国具有多年来实现安全生产的淮南和平顶山煤业集团公司，这些企业的技术及管理经验，对我们搞好煤矿安全生产是十分可贵的。为了扭转当前煤矿安全生产的状况，建立健全煤矿安全生产体系建议主要采取如下对策和措施：1、对生产经营和煤矿行业从业人员进行严格的安全知识培训和考核[2]。应当加大力度，宣讲近年来的灾害事故的实例、经验和教训，以提高一线从业人员的素质和水平，提高他们对灾害事故的预见性和发生事故时的应对处理能力。因为，一线从业人员的安全生产意识和自身素质能力如何，直接关系着安全生产能否顺利进行；所以进行培训和考核是必要的。由于大多数的煤矿从业人员没有专门的生产知识，没有接受高层次的教育，因而普遍缺乏安全生产技能，那么对这部分人进行安全生产技能的培训同样是必需的，使所有的从业人员只有基本上具备了安全生产知识和事故险情发生后逃生自救的能力，具备常规事故的处理能力和临危不乱、遇变不惊的心理承受能力，才能拥有从业资格，准予上岗，这对于解决煤矿安全生产问题和提高煤矿抵御事故能力是行之有效2、加强科研工作力度，提高安全生产的技术水平，建立健全本质安全化的生产体系。我国安全管理水平不断加强，煤炭开采技术水平不断提高，但是，煤矿重大瓦斯事故仍然时有发生。产生这些事故的直接原因是我国煤层瓦斯富集条件的复杂性，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。因此，应当进一步加强科研工作力度，特别是应当针对当前开采条件进行研究，以便为建立本质安全化的生产系统奠定基础。 对高瓦斯和瓦斯突出矿井应当制订特殊政策，采取特殊措施，以利于健康发展[3]。3、加强安全监督检查。事实上，只要管理者措施得力，监督得法，大多数的矿难是可以避免的或者说大多数矿难的损失是可以控制和被最小化的，因此有关部门的监督是至关重要的。“煤矿资源的不可再生性、煤炭工业的重要性和煤矿生产劳动的极度危险性，都要求有关部门在可持续煤炭发展中发挥重要作用，承担起义不容辞的公共责任。”有关部门要积极推进“科技含量高，经济效益好，资源消耗低，环境污染少，人力资源优势得到充分发挥的新型工业化道路”的进程，加快建立社会主义和谐社会，鼓励吸收社会资本入股以充实大煤矿集团实力，增强我国煤矿行业的核心竞争力，并鼓励大煤矿集团大煤矿企业参与国际竞争，有关对大企业大集团走向世界提供必要的政治、外交支持，通过外交谈判、政治对话等方式争取更广阔的生产基地和新的矿源，政府要适当提高煤矿行业的门槛，不具备安全生产条件的个人和企业不让进入，对安全措施不完善的企业要责令整改，对不具备安全生产能力的企业要坚决取缔，对个别企业胡干乱干的行为要坚决纠正，对违反安全生产法规条令的行为要坚决制止、严厉打击。并且不定时地组织进行抽样调查，对企业的安全设施进行认真检查和评估，并监督和鼓励企业更新生产设备、提高煤矿的安全生产能力。1.3、国外煤矿安全生产现状分析由于世界各国的煤矿分布情况的不同，煤矿安全生产的技术水平、机械化水平、安全生产的法规各不相同，所以也造成了各国的的煤矿安全生产现状各不相同。下面着重介绍美国和澳大利亚的煤矿安全生产现状。1.3.1美国的煤矿安全生产现状分析年度1990199119921993199419951996199719981999200020012002非煤矿山56534351405347615155473040煤矿66615547454739302935384227合计12211498988510086918090857267图1-11990年～2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数上表为1990年～2002年美国煤矿及非煤矿山生产事故死亡人数作为世界主要产煤大国之一，美国也曾经历过安全状况恶化、伤亡事故严重的年代。20世纪前30年，美国煤矿每年平均事故死亡2000多人；进入20世纪90年代后，伤亡人数才迅速减少；1990年死亡66人；2000年死亡40人。最近20多年来煤矿安全状况得到明显改善；近年来，每年由各种原因导致的死亡人数只有40人左右。从国际上公认的安全生产指标百万吨死亡率来看，美国的这一指标已下降到0.035左右。近百年来的美国煤矿业，经历了从事故多发到加强立法和监管、提高煤炭业的市场配置化程度，最终安全状况明显改善而生产效率仍然稳步提升的过程。那么美国通过了哪些措施来改善了煤矿的安全生产呢？⑴立法为先美国煤矿业也是经历了一个从事故多发到加强立法和管理、最终进入安全生产时期的过程。美国煤矿生产事故多发期是在生产技术和管理都比较落后的19世纪后期和20世纪初期。当时，美国每年有数千人死于煤矿事故。最严重的是1907年，死亡总人数 达3242人。严重的煤矿事故频频发生促使美国国会和政府采取坚决措施加强安全管理。围绕煤矿生产美国先后制定了10多部法律，安全标准越来越高。其中最重要的是1977年制定的联邦矿业安全和健康法，对所有矿业生产进行了全面和严格的规定。原来的矿业局改为矿山安全和卫生署，转由劳工部管辖。这一法律的出台标志着美国煤矿业生产从此走上事故低发率的新阶段：到20世纪70年代，死亡人数下降到千人以下；1990年-2000年，美国共生产商品煤104亿吨，仅死亡492人，平均百万吨死亡率为0.0473；在安全状况最好的1998年，共产商品煤10.18亿吨，仅死亡29人，百万吨死亡率为0.028；1993年-2000年的八年间，整个煤炭行业没有发生过一起死亡三人以上的事故。在美国，国家资源委员会负责控制煤炭资源的使用，内政部土地管理局负责煤炭资源的租借。美国资源管理实施办法规定，对联邦公有土地煤炭资源实施租借方式，对煤炭资源已勘探清楚并进行了资源评价的矿区，采用招标方式确定开采者；对煤炭资源尚未探明及未进行资源评价的矿区，实行勘探和开采优先的办法。此外，美国对煤炭资源价格的确定是在资源评估的基础上进行的，主要内容包括煤炭资源储量、煤质、最大的经济回收率、煤炭开采难易程度和开采成本，以及地产价值、银行利率等。⑵安监机构的独立性且执法非常严格美国政府一直强调煤矿安全监察管理机构的独立性。有关法律规定，煤矿安全监察员与煤矿无任何隶属关系，他们必须具备煤矿和现场工程师的资格，每年到安全培训学院轮训一周。各地的联邦安全检查员，每两年也必须轮换对调。任何煤矿发生三人以上的死亡事故，当地的联邦及州政府安全监察员不得参与该事故的调查与处理，而须由联邦从外地调派安全监察员进行事故调查。同时，美国煤矿安全部门执法非常严格，矿主也遵守法律，严格按照安全操作规程办事，从而确保了煤矿生产安全。美国煤矿安全部门对唯利是图、违反规定生产的矿主惩罚严厉。针对不会导致重大人员伤亡的一般性违反规定行为，政府督察员每次每项罚款可达5．5万美元。曾经违反规定并承诺改正、但不守信用的矿主则将被加重处罚。从对美国的煤矿安全生产现状的分析，我国也应该加强立法，加大执法力度等来减少煤矿生产的死亡人数。1.3.2澳大利亚的煤矿安全现状分析澳大利亚的矿山生产死亡人数很低，保持在20人左右，且工伤次数呈逐年减少的趋势，这跟该国对矿山救护车的研究有很大的关系。研究该车的目的是改善井下矿工的自救能力。该救护车应能在特别严酷的情况下进行工作，包括在含氧少和高浓度瓦斯环境下进行工作，此车内应有瓦斯监控和检测设备及紧急通讯设施。下表为澳大利亚1991年—2001年矿山死亡人数及伤害次数：财政年度1991—19921992—19931993—19941994—19951995—19961996—19971997—19981998—19991999—20002000—2001死亡人数25222231122719121914工伤次数7200580052005000420041003300280022002050图1-2澳大利亚1991年—2001年矿山死亡人数及伤害次数由上面对澳大利亚煤矿安全生产现状的介绍，我们了解到提高煤矿生产的技术水平也是有效控制煤矿生产死亡人数及伤害次数的一个非常有效的措施。第二章瓦斯赋存及流动规律2.1 瓦斯在煤层中的流动机理瓦斯在煤层中的流动是一个十分复杂的运移过程，主要取决于煤层介质的孔隙结构和瓦斯在煤层中的赋存状态。煤是一种多孔的微裂隙发育的介质，微裂隙间含有孔隙和大部分与微裂隙相连的毛细管通路，而孔隙和毛细管通路的数目是变化的，它们之间或多或少互有联系，其直径由几mm，变化到几mm不等。瓦斯在煤层中主要是以吸附和游离状态赋存在煤体中的，其中呈游离状态压缩在微裂隙和大孔隙中的较少，大部分为吸附在煤体中。根据煤体中的孔隙分布和煤层中的联系系统以及周世宁教授的研究表明：瓦斯在煤层中的流动主要是层流渗透运动和扩散运动，其中前者基本上服从Darcy渗透定律，且主要发生在煤体大孔和微裂隙中；后者则基本上服从Fick扩散定律，且主要发生在煤体微孔隙之中。因此，瓦斯在煤体中的运动可以认为是一个扩散渗透的过程。2.2煤的吸附理论及煤层瓦斯含量2.2.1瓦斯赋存状态煤中瓦斯的赋存状态一般有吸附状态和游离状态两种。固体表面的吸附作用可以分为物理吸附和化学吸附2种类型，煤对瓦斯的吸附作用是物理吸附，是瓦斯分子和碳分子间相互吸引的结果，如图2-1所示。在被吸附的瓦斯中，通常以将进入煤体内部的瓦斯称为吸收瓦斯，把附着在煤体表面的瓦斯称为吸着瓦斯，吸收瓦斯和吸着瓦斯统称为吸附瓦斯。在煤层赋存的瓦斯量中，通常吸附瓦斯量占80%~90%，游离瓦斯量占10%~20%；在吸附瓦斯量中又以煤体表面吸着的瓦斯量占多数。在煤体中，吸附瓦斯和游离瓦斯在外界条件不变的条件下处于动态平衡状态，吸附状态的瓦斯分子和游离状态的瓦斯分子处于不断的交换之中；当外界的瓦斯压力或温度发生变化或给予冲击和振荡、影响了分子的能量时，则会破坏其动态平衡，而产生新的平衡状态[4]。煤是一种多孔介质，煤体吸附瓦斯是煤的一种自然属性，煤体表面吸附瓦斯量的多少，与煤体表面积的大小密切相关，而煤体表面积的大小则和煤体孔隙特征有关。因此，煤体孔隙特征对吸附瓦斯有重要的作用。1-图2-1煤体中瓦斯的赋存状态2.2.2 煤的吸附性及其影响因素分析煤之所以具有吸附性是由于煤结构中分子的不均匀分布和分子作用力的不同所致，这种吸附性的大小主要取决于3个方面的因素，即：一是煤结构、煤的有机组成和煤的变质程度；二是被吸附物质的性质；三是煤体吸附的环境条件。由于煤对瓦斯的吸附是一种可逆现象，吸附瓦斯所处的环境条件就显得尤为重要。煤中吸附瓦斯量的大小主要取决于煤化变质程度、煤中水分、瓦斯性质、瓦斯压力以及吸附平衡温度等。(1)瓦斯压力。实验研究表明：在给定的温度下，吸附瓦斯量与瓦斯压力的关系呈双曲线变化，如图2-2所示，从图中可以看出：随着瓦斯压力的升高煤体吸附瓦斯量增大；当瓦斯压力大于3.0MPa时，吸附的瓦斯量将趋于定值。(2)吸附温度。目前的实验研究表明：温度每升高10C，煤吸附瓦斯的能力将降低约8%。其原因主要是：温度的升高，使瓦斯分子活性增大，故而不易被煤体所吸附；同时，已被吸附的瓦斯分子又易获得动能，会产生脱附现象，使吸附瓦斯量降低。(3)瓦斯性质。对于指定的煤，在给定的温度与瓦斯压力条件下，煤对二氧化碳的吸附量比甲烷的吸附量高，而对甲烷的吸附量又大于对氮气的吸附量。(4)煤的变质程度。煤的瓦斯生成量及煤的比表面积和煤的变质程度有关。一般情况下，从中等变质程度的烟煤到无烟煤，相应的吸附量呈快速增加状态。(5)煤中水分。水分的增加会使煤的吸附能力降低。目前可以采用俄罗斯煤化学家艾琴格尔的经验公式[8]来确定煤的天然水分对甲烷吸附量的影响。2.3煤层瓦斯流动理论研究煤层瓦斯流动理论是专门研究煤层线性瓦斯流动理论线性瓦斯渗流理论认为，煤层（1）式中：v———流速，m/s；μ———瓦斯动力粘度系数，Pa·s；K———煤层的渗透率，m2；dx———和流体流动方向一致的极小长度，m；dp———在dx长度（2）Darcy定律有一定的适用范围，超出这个范围就不再符合Darcy定律了。雷诺数Re是个无量纲的数，用来表示作用在流体上的惯性力和粘滞力之比，它是判别层流和紊流的准则。同样，多孔介质流体的雷诺数Re为：Re=vdg（3）式中：d———孔隙骨架的代表性长度，m；v———流体的渗流速度，m/s；γ———流体的运动粘滞系数，m2/s。经验表明,当Re在1～10之间时,属低雷诺数区,粘滞力占优势,流体的运动符合Darcy定律[5]。2.3.2瓦斯扩散理论煤是一种典型的多孔介质，根据气体在多孔介质中的扩散机理的研究，可以用表示孔隙直径和分子运动平均自由程相对大小的诺森数Kn=dl(4)式中：d———孔隙平均直径，m；λ———气体分子的平均自由程，m。将扩散分为一般的菲克(Fick)型扩散、诺森(Knudsen)型扩散和过渡型扩散。Kn≥10时，孔隙直径远大于瓦斯气体分子的平均自由程，这时瓦斯气体分子的碰撞主要发生在自由瓦斯气体分子之间，而分子和毛细管壁的碰撞机会相对较少,此类扩散仍然遵循菲克定理，称为菲克型扩散。当Kn≤0.1时,分子的平均自由程大于孔隙直径，此时瓦斯气体分子和孔隙壁之间的碰撞占主导地位，而分子之间的碰撞退居次要地位，此类扩散不再遵循菲克扩散，而为诺森扩散。当0.1< Kn<10时，孔隙直径与瓦斯气体分子的平均自由程相似，分子之间的碰撞和分子与面的碰撞同样重要，因此此时的扩散是介于菲克型扩散与诺森扩散之间的过渡型扩散。由于多孔特性及其大分子结构，煤是一种良好的吸附剂，当瓦斯气体分子被强烈地吸附于煤的固体表面时，就产生表面扩散。对吸附性极强的煤来说，表面扩散占有很大比重。当孔隙直径与瓦斯气体分子尺寸相差不大，压力足够大时，瓦斯气体分子就会进入微孔隙中以固溶体存在，发生晶体扩散，在煤体扩散中一般比较小。1、菲克型扩散当Kn≥10时，由于孔隙直径远大于瓦斯气体分子的平均自由程，因此扩散是由于瓦斯气体分子之间的无规则运动引起的，可以用菲克扩散定律去描述，即J=-D¶Cf¶X（5）式中：J———瓦斯气体通过单位面积的扩散速度，kgP(s·m2)；¶C¶X———沿扩散方向的浓度梯度；Df———菲克扩散系数，m2/s；C———瓦斯气体的浓度，kg/m2。等式中由于扩散是沿着浓度减少的方向进行的，而扩散系数总是正的，故式中要加一个负号。由于孔道是弯曲的各种形状，同时又是相互连通的通道，所以扩散路径因孔隙通道的曲折而增长，孔截面收缩可使扩散流动阻力增大，从而使实际的扩散通量减少。考虑以上因素，瓦斯气体分子在煤层内有效扩散系数可定义为：Dfe=Dfq（6）式中：Dfe———瓦斯气体在煤层（7）式中：Dk———诺森扩散系数；r———孔隙平均半径，m；R———普适气体常数；T———绝对温度，K；M———瓦斯气体分子量。若考虑有效表面孔隙率、曲折因子半径变化等因素,则有效扩散系数为：Dke=Dkq=-4q3sr8RT=8q22RTtpM3tsrpM（8）式中：s———煤粒的比表面积，m2/kg；ρ———煤密度，kg/m3。从上式中可以看出,诺森扩散系数与煤的结构和煤层的温度等有关。3、过渡型扩散当0.1<Kn<10时,孔隙直径与瓦斯气体分子的平均自由程相近，分子之间的碰撞和分子与壁面的碰撞同样重要，扩散过程受两种扩散机理的制约，在恒压下其有效扩散系数与菲克扩散和诺森扩散系数的关系为：1Dpe=1Dfe+1Dke（9） 4、表面扩散对于凸凹不平的煤粒表面，具有表面势阱强度即表面能量Ea，当瓦斯气体分子的能量等于表面能ΔEa时，气体分子在煤表面形成表面扩散，见图2-3。图2-3瓦斯气体在煤表面上的表面扩散表面扩散经常同普通的菲克型扩散在煤层较大孔隙中同时进行，使扩散的总通量增大；另一种情况是当瓦斯气体被煤表面强烈吸附时，吸附层增厚使得瓦斯气体扩散通量减少。5、晶体扩散煤晶体（10）化学位可用瓦斯气体的活度a或分压p代替，由Darken关系式：D(C)=D(C)=0¶lna¶lnC=D(C)0¶lnp¶lnC（11）式中：B———迁移率；D———自扩散系数，即由于瓦斯气体与煤的物理化学性质相似性,瓦斯在煤体中的扩散系数。由于瓦斯气体在煤层中以固溶体形式赋存的量较少，一般在晶体的芳香层缺陷瓦斯渗透—扩散理论瓦斯渗透与扩散理论认为，煤层内瓦斯运动是包含了渗透和扩散的混合流动过程。煤层中存在相互沟通的裂隙网络，沿着这些裂隙网络，游离瓦斯流向低压工作面，而煤体的透气率与该裂隙网络密切相关。与此同时，块煤非线性瓦斯流动理论达西定律偏离的原因为：①流量过大；②分子效应；③离子效应；④流体本身的非牛顿态势。著名的流体力学家EM.Allen指出，将达西定律用于描述从均匀固体物(煤样)中涌出瓦斯的试验，结果导致了与实际观测不相符合的结论。从通过变化压差测定煤样瓦斯渗透率看，达西定律不太符合瓦斯流动规律[8]。在大量试验研究的基础上提出了更能符合瓦斯流动的基本规律—幂定律(PowerLaw)。qx=-l(dpdx)m（12）式中：qx———在x点的比流量，m3/P(m2·d);m———渗透指数，m=1～2。该理论用于中雷诺数区，Re=10～100，此时为非线性层流区域。2.3.5 地物场效应的煤层瓦斯流动理论该理论认为地应力场、地温场及地电场[9]，应力史对瓦斯流动场也有重要影响，应该考虑进去，修正达西定律和幂定律[10]。2.3.6多煤层系统瓦斯越流理论根据地下渗流力学多煤层瓦斯越流的定义，如保护层开采的有效保护范围的确定问题、井下邻近层(采空区)瓦斯抽放工程的合理布孔设计抽放率预估问题、地下多气层之间煤层气运移规律的预估和评估问题，都可以归结为多煤层系统瓦斯越流问题。但由于此问题的复杂性，均未从煤层瓦斯越流的角度去抽象出其普遍规律并创建多煤层系统瓦斯越流理论，因此,应用流体—岩石的相互作用的观点创建和发展煤层瓦斯耦合模型及数值方法，丰富和完善煤层瓦斯渗流力学，这是当今该学科理论研究的前沿课题。2.3.7结论每种煤层瓦斯流动理论，在一定的简化假设下，已形成了一定的理论体系，并在煤矿安全生产中起到了一定的作用。但是，由于煤层内瓦斯流动是一个非常复杂的过程，这不仅与煤的结构有关，而且受到众多因素的影响。目前我国煤矿煤与瓦斯突出事故频繁发生，死亡人数多，严重影响煤矿安全生产，而瓦斯流动规律对于预防煤与瓦斯突出，改善煤层瓦斯抽放率和煤层气开发利用具有重要意义，因此煤层瓦斯流动理论有待继续深入研究。第三章煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析3.1瓦斯抽放方法的分析[11—15]3.1.1 抽放瓦斯方法分类抽放瓦斯的分类方式和方法多种多样，目前尚无统一的标准。通常按以下三种方法进行分类。1、按抽放瓦斯的来源分类按抽放瓦斯的来源分为：1）开采层（本煤层）抽放瓦斯；2）邻近层抽放瓦斯；3）采空区抽放瓦斯。2、按抽放与采掘的时间分类按抽放与采掘的时间关系可分为：1）采前抽放（也称为预抽）；2）采中抽放（也称边抽，包括边采边抽和边掘边抽）；3）采后抽放（也趁旧区抽放）。3、按施工工艺和手段分类按施工工艺和手段可分为：1）巷道抽放法；2）钻孔抽放法；3）巷道、钻孔混合抽放法。瓦斯抽放方法虽然有以上不同分类方法和不同种类，但在现场实际应用时，往往是互相结合、综合使用，无法截然分开的。如，本煤层抽放中包括巷道预抽法、钻孔预抽法及边抽（掘）法等；同时，钻孔抽放法又应用于本煤层抽放、邻近层抽放及预抽、边抽等。3.1.2开采煤层的瓦斯抽放分析开采煤层的瓦斯抽放，是在煤层开采之前或采掘的同时，用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作。煤层回采前的抽放属于未卸压抽放，在受到采掘工作面影响范围内的抽放，属于卸压抽放。决定未卸压煤层抽放效果的关键因素，是煤层的天然透气系数。按照煤层的透气系数评价未卸压煤层预抽瓦斯的难易程度的指标如下表：表3-1煤层抽放瓦斯难易程度分级表①未卸压抽放本法适用于透气系数较大的开采煤层预抽瓦斯。按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔；按钻角度分为上向钻孔、下向钻孔和水平钻孔。我过多采用穿层上向钻孔。穿层钻孔是在开采煤层的顶板或底板岩巷（或煤巷），每隔一段距离开一长约10米的钻场。从钻场向煤层打3—5个穿透煤层的钻孔，封孔或将整个钻场封闭起来，装上抽瓦斯管与抽放系统连接。此方法的优点是施工方便，可以预抽的时间较长。如果是厚煤层下行分层回采，第一层回采后，还可在卸压的条件下，抽放未分层的瓦斯。沿层钻孔适用于赋存稳定的中厚煤层。由运输平巷沿煤层倾斜打钻，或由上、下山沿煤层走向打水平孔（仰角1°--2°）。这类抽放方法常受采掘接替的限制，抽放时间不长，影响了抽放的效果。国外采用的可弯曲钻，能由岩巷或地面打沿层钻孔，大大延长了抽放时间。我国1987年开始了有关研究工作，着重于井下水平长钻孔的打钻工艺。② 卸压钻孔抽放在受回采或掘进的采动影响下，引起煤层和围岩应力重新分布，形成卸压区和应力集中区。在卸压区内煤层膨胀变形，透气系数大大增加。如果在这个区域内打钻抽放瓦斯，可以提高抽出力量，并阻截瓦斯流向工作空间。这类抽放方法现场叫随掘随抽和随采随抽。随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道推进，每隔10—15m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔1—2个，孔径40-5—60mm，封孔深1.5—2.0m，封孔连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高，一般为5.3—6.7kPa(40—50mmHg)。巷道周围的卸压区一般为5—15m，个别煤层可达15—30m。随采随抽是在采煤工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离（20—60m），沿煤层倾斜方向，平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的20—40m。工作面推进到钻孔附近，当最大集中应力超过钻孔后，钻孔附近煤体就开始膨胀变形，瓦斯的抽出量也因而增加，工作面推进到距钻孔1—3m时，钻孔处于煤面的挤出带邻近层的瓦斯抽放分析开采煤层群时，回采煤层的顶、底板围岩发生冒落、移动、龟裂和卸压，透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯，就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层，就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的临近层叫上临近层，底板内的叫下邻近层。邻近层的瓦斯抽放，即是在有瓦斯赋存的邻近层内预先开凿抽放瓦斯的巷道，或预先从开采煤层或围岩大巷采空区的抽放采空区瓦斯抽放可以分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可以分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道，在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻，同时封闭采空区入口，以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。采空区抽放时要及时检查抽放负压、流量、抽出瓦斯的成分与浓度。抽放负压与流量应与采空区的瓦斯量相适应，才能保证抽出的瓦斯中的甲烷的浓度。如果煤层有自燃危险，更应经常检查抽出瓦斯的成分，一旦发现煤炭自燃的异常征兆，应立即停止抽放，采取防止自燃的措施。3.1.5瓦斯抽放新方法研究1、深孔预裂控制爆破强化抽放瓦斯技术深孔控制预裂爆破强化抽放瓦斯技术实质是：在回采工作面的进、回风巷和掘进工作面每隔一定的距离，打一定深度的爆破孔和控制孔(用于抽放)，二者交替布置。利用煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱装药。利用炸药爆炸的能量、瓦斯压力及抽放孔的导向和补偿作用使煤体产生新的裂隙，并使原生裂隙得以扩展，从而提高煤层透气性，达到提高抽放效果的目的。和普通爆破相比：普通装药爆破后，炮孔壁上各个方向受到的作用力相同，在冲击波作用下，孔壁上产生多条随机裂隙。由于煤的抗压强度较低，具有可压缩性，孔壁在高温高压爆生气体的作用下向外移动，形成类似于扩壶爆破的爆炸空腔，从而抑制了爆炸裂隙的向外扩展，致裂效果不理想。而深孔预裂控制爆破就是使钻孔内的炸药爆破后在预定的几个方向上形成应力集中和能量集中，从而在这些方向产生较深的裂隙，并抑制其它方向的裂隙产生，爆破后不能形成较大的空腔，煤层中会形成许多裂隙，瓦斯通过这些裂隙被抽出。2、深孔预裂控制爆破原理透气性较低的高瓦斯煤层，必须采用专门的措施来增加煤层的透气性，才能有效地抽出瓦斯。国内外试验地方法有：煤层注水、水力压裂、水力割缝、深孔爆破和酸液处理等。对于不同的瓦斯地层，各种方法的效果也不同，理论研究和试验都表明，采用爆破的方法可以增加瓦斯地层的透气性，从而提高瓦斯抽放率，在爆破冲击波和应力波的直接作用下，装药周围的煤体中将形成空腔区、压碎区、裂隙区和震动区。在压碎区和裂隙区内形成了辐射状的径向裂隙和环形状的裂隙，一方面中断或减弱了围岩中径向和切向应力的传递，降低了围岩的应力，有利于瓦斯的解析，另一方面 增加了炮孔附近煤体的透气性，为游离瓦斯的抽放创造条件。在震动区内,虽然没有形成可见的宏观裂缝，但爆生气体产生的准静态应力场使煤体中原有的微观孔隙(裂纹)发生了损伤，煤体储存的弹性变形能部分得以恢复，应力水平趋于下降，瓦斯变得易于抽放。从爆破的后期效应看，炮孔附近煤体中水和瓦斯的排放及迁移进一步降低了煤体的应力水平，使得瓦斯的排放成为一个由近区到远区的连续过程。深孔预裂控制爆破目的是为了增加煤体的裂隙和透气性，降低煤体的瓦斯压力，使煤体的应力得到重新分布，以减小抽放阻力，提高瓦斯抽放率和防止煤与瓦斯的突出。因此，不仅要求在相邻孔间形成贯通裂缝，在炮孔其它方向也要产生尽可能多的裂隙，使煤体内形成以炮孔为中心相互连通的裂隙网。此外，还应考虑瓦斯压力对产生爆破裂隙的影响，故深孔预裂控制爆破比普通预裂控制爆破在理论上更为复杂。3、深孔控制预裂爆破裂隙区域形成过程炸药在孔内爆炸后，将产生应力波和爆生气体，在爆破近区产生压缩粉碎区，形成爆炸空腔，煤体固体骨架发生变形破坏，在爆炸空腔壁上产生的长度在炮孔半径1～3倍范围内的介质被强烈压缩、粉碎，产生初始裂隙(不同于原生裂隙)。此外，空腔壁上原生裂隙将会扩展、张开。在爆破中区，应力波过后，爆生气体产生准静态应力场，并楔入空腔壁上已张开的裂隙中，与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面上，在裂隙尖端产生应力集中，使裂隙进一步扩展，进而在炮孔周围形成径向之字形交叉裂隙网。在爆破远区，由于控制孔的作用，形成反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加，促使径向裂隙和环向裂隙进一步扩展，大大增加裂隙区的范围。同时，原生裂隙中的瓦斯，由于爆炸应力场的扰动将作用于已产生的裂隙内，使裂隙进一步扩展。最后，在爆破孔的周围形成包括压缩粉碎圈、径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网。4、深孔控制预裂爆破工艺和设备1)打钻工艺及设备(1)采用风力排渣技术，在钻进过程中，保证风压在3Mpa，同时要控制风压稳定。(2)选用SGZ－300型液压钻机，这种钻机稳定性好，钻进能力强，可以避免由于钻机跳动使钻杆撞击孔壁。利用Ф42mm、Ф73mm或Ф91mm的麻花钻杆进行施工钻孔，便于排渣，同时要规范钻机操作，钻杆要上紧卡牢，要人工撤接钻杆，保持一定的推进压力，均匀加压，压力要恒定，并控制钻进的速度在1.0～2.0m/min，尽可能避免反复进钻退钻，以确保钻孔成形较好，保证成孔率在70%以上。(3)封孔工艺爆破孔：装药完毕，先装入水炮泥，长度不少于1m，随即采用压风喷泥封孔器(如图3-2-1)将略潮的黄土，粒度为10mm以下封孔。封孔长度：对于爆破孔径73mm时，封孔长度不少8m，对于爆破孔径93mm时，封孔长度不得少于12m。控制抽放孔封孔深度>5m。(4)装药结构和装药工艺为了提高炮孔利用率、爆破效果和装药速度，克服深孔爆破中存在的管道效应、间断装药等引起的拒爆、爆燃等现象，在装药长度大于4.0 m的煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱管中，同时接两发煤矿许用电雷管，并采用并联起爆网路，采用多点等间隔同时起爆装药结构起爆。装药方式见图3-2-2。由于炮孔内有煤渣，同时又受地应力的影响，在炮孔钻杆刚拨出时，立即将煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱管按其自身螺纹一管一管对接地装入炮孔中，装入两发煤矿许用电雷管，其雷管脚线剪掉只留10cm长，其余脚线用于母线(又称胶质导线)与管壁的固定。尤其注意母线附于管壁侧面，并用上述雷管脚线固定，以防管与孔壁的摩擦使雷管脚线与母线脱落，导致雷管断路和短路。1－压风进气管；2－上进气管；3－下进气管；4－调压阀；5－缸体6－卸压阀；7－送泥开管；8－钻孔；9－炸药；10－导爆索；11－装泥管图3-1长钻孔控制爆破封孔工艺5、钻孔布置方案、装药参数与起爆方式1)装药参数：煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱的装药参数，有三种方案，见表3-3-1。2)起爆方式：采用两发雷管同时起爆，为了确保炸药稳定传爆，首先在地面进行了管道效应试验，确定不同炮孔直径下的装药直径，并测试其传爆长度。3)放炮方法：按煤矿爆破有关安全规程放炮，具体操作由矿专职爆破作业队负责实施。破孔一次起爆。表3-3-1煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱装药参数钻孔直径(mm)517593炮孔深度(m)>1530～5030～70装药直径(mm)325063装药长度(m)>620～4020～60封孔长度(m)6812麻花钻杆直径(mm)4273914)爆破孔和抽放孔孔径选择。在采用并联起爆网路，多点等间隔同时起爆装药情况下，当装药密度一定时，爆破孔径增加一倍时，裂隙扩展长度也将增加一倍以上。由有限元数值计算结果可知，随着爆破孔孔径的增大，透气性系数提高，但不成正比关系。当孔径达到一定值后，透气性提高的幅度随着爆破孔孔径的增大而逐渐减小，说明单纯靠增大爆破孔孔径来提高透气性效果是有限的。一般爆破孔直径在75～100mm之间较为合理。对于抽放孔，在爆破孔与抽放孔的水平连线上，当爆炸应力一定时，随着控制孔半径的增大，煤体所受拉应力以四次幂级数增加，也就是控制孔径越大，对裂隙的形成和扩展越有利。由于受打钻设备和工艺安全等因素的限制，当孔径达到一定值后，再增大 孔径会带来诸多不利因素。一般其直径在90～100mm即可达到导向和补偿的目的。5)爆破孔与抽放孔间距的选择。理论分析和模拟试验表明：在煤层条件一定时，随着孔间距的增大，透气性系数迅速降低，当孔间距达到一定值时，透气性已接近原始煤体，即孔间没有形成新的裂隙，反之，当孔间距减少时，透气性迅速上升，但孔间距越小，工程量就越大，成本也就越高。因此，应在保证良好的预裂效果的同时，尽可能加大孔间距。3.2瓦斯燃烧或爆炸的分析[16、17]3.2.1瓦斯燃烧与爆炸的感应期据实验结果表明，瓦斯与高温热源接触时，不是立即发生燃烧或爆炸，而是有个引火迟延期，或叫感应期。感应期的长短与瓦斯浓度、火源温度和火源性质有关。实践证明，瓦斯燃烧的感应期总是小于爆炸的感应期。说明引起瓦斯燃烧的可能性大。对于瓦斯爆炸的感应期，对安全生产的意义很大。比如，使用安全炸药爆破时，虽然爆炸的初温高达2000℃左右，但高温存在的时间极短，大大小于瓦斯爆炸的感应期，所以不会引起瓦斯爆炸。如果炸药质量不合格、炮泥充填不够或放炮操作不当，就会增加高温气流的温度，延长它的存在时间，一旦超过感应期，就可能发生瓦斯燃烧或爆炸。3.2.2 瓦斯爆炸的类型1、瓦斯燃烧与爆炸严格来说，瓦斯燃烧与爆炸都是在高温作用下一定浓度的瓦斯与空气中的氧气发生激烈复杂的氧化反应的结果，二者很难区分的。一般认为，火焰移动速度较慢，声效应较小，空气没什么震动，无破坏作用的情况，称之为瓦斯燃烧；反之，火焰移动的速度快，爆炸声较大，对巷道和各种设施破坏较为严重，称之为瓦斯爆炸。2、局部瓦斯爆炸由于局部地区或空间因通风不良或其他原因而积聚有较高浓度的瓦斯，在高温作用下而发生的瓦斯燃爆现象。其火焰及冲击波所造成的危害范围只局限在一个才、掘工作面等局部地点，而不波及其他采掘工作面或作业地点，且危害程度较小，称为局部瓦斯爆炸。由于参与爆炸的瓦斯量较少，爆炸后产生的冲击波、爆炸火焰和有害气体等对矿井和人员的影响和危害较小。3、大型爆炸无论发生瓦斯燃爆的源点在任何地点，若其所造成的危害严重，爆炸火焰和冲击波摧毁的设备、设施及有害气体导致人员伤亡等数量较多，且波及其他采掘工作面阶段水平、矿井一翼的较大的范围，甚至整个矿井，有的还诱发矿井火灾等，均称为大型瓦斯爆炸。大型瓦斯爆炸还可以分为重大和特大瓦斯爆炸。4、瓦斯连续爆炸不言而喻，瓦斯连续爆炸是指在同一矿井的较短时间瓦斯突出分析在极短的时间内，煤与瓦斯由煤体向巷道或采掘空间大量喷出的动力现象，叫做煤与瓦斯的突出。发生煤与瓦斯突出时，在煤体中形成特殊形状的孔洞，并拌有动力效应和响声，能对井下巷道、设备、设施、生产系统造成破坏，甚至引起火灾或瓦斯爆炸。煤与瓦斯突出是一种危害很大的自然灾害。煤与瓦斯突出对煤矿安全生产的威胁，目前在国内外还没有得到根本解决，但在实践中已经摸索出一套防治煤与瓦斯突出的方法和措施，只要认真实施，就能大大减少突出频率，基本可以做到即使发生突出，也可把正人员不受伤害。3.3.1国1951—1990年我国主要突出矿区的突出次数统计时间（年份）矿区1951—1970北票南桐白沙英岗岭涟邵六枝松藻焦作芙蓉天府中梁山6514949914115442560626421971—197537845262406241929101681976—198036911223189748648784742181980—1985232246236227122158137414111121985—199018627017815813537142305724118161167100652850836636123816111984合计3.3.2国外概况1834年3月22日，法国鲁阿雷煤田在急倾斜厚煤层平巷掘进工作面发生了世界上第一次煤与瓦斯突出。世界上最大的一次煤与瓦斯突出事故发生在前苏联顿巴斯煤田的加加林煤矿，突出煤量14000t，喷出瓦斯量25万m3以上。世界上大多数国家矿井突出的是瓦斯，法国、波兰的一些矿井主要突出二氧化碳，法国、捷克、斯洛伐克、澳大利亚和罗马尼亚也有的矿井同时突出瓦斯和二氧化碳。除了煤层突出外，还有岩石突出。岩石突出多为坚硬的砂岩，也有盐岩（德国很普遍、前苏联也有）、砂质页岩（前捷克斯洛伐克）、玢岩（前苏联某隧道）等。3.3.4瓦斯突出的特征突出危险在广泛区域上具有点、线分别特征，并非“突出危险煤层”范围影响突出危险的形成的要素影响突出危险源的形成要素,大致可分为：一是煤体的瓦斯含量的大小；二是煤层煤体的结构强度的高低；三是煤体的受力状态和作用在煤体上压力的大小及压力作用的时间；四是游离瓦斯积聚的条件（承压瓦斯区周围的围岩封闭程度）是否具备。突出危险源的分布主要受到煤体强度和围岩压力分布的控制。一般来讲，在原生煤体结构强度低或煤体结构受到地质运动的破坏而强度降低的区域内容易形成突出危险源；在地应力（原始地应力和地质构造残存应力）大的区域容易形成突出危险源；在工程活动引起的支撑压力集中区及其附近容易形成突出危险源[18]。 第四章某矿矿井概况4.1某矿地质概况1、地层本区含煤地层为石炭二叠系，试探系暂未做勘探对象。二叠系含煤地层为山西组，下石盒子组、上石盒子组，其总厚大于788m，共含煤10—30余层，其中可开采者有14层，可采煤层平均总厚15.15m。由老到新分别为：二叠系下统山西组（P1S）、二叠系下统下石盒子组（P1X）、二叠系上统上石盒子组（P2S）。2、煤层本区二叠系含煤地层共含1—11煤层（组），可采者自上而下编号为1、22、23、32、60、61、62、63、71、72、81、82、9、10共计14层，其中32、71、82、9为主要可采煤层，61、63为可采煤层，1、22、23、60、62、72、81、10为局部可采煤层。主要可采和可采煤层为较稳定煤层，局部可采煤层为不稳定煤层。3、瓦斯1）瓦斯含量及分布本区在勘探阶段共采集各煤层瓦斯煤样点188个，其中瓦斯成分13个，含量样175个，采集方法以解吸收法为主，共151个，其余为集气式。采样深度为184.78—886.75m，其甲烷成分两极值为0.88—98.71﹪瓦斯成分分带不明显，无分带性甲烷含量两极值为0.01—25.52ml/g.daf，各煤层最大含量值：32煤层为12.30ml/g.daf（26—2715孔）；71煤层为12.58ml/g.daf（补298孔）；82煤层15.24ml/g.daf（296孔）；9煤层为25.52ml/g.daf（27—285孔）。第一水平平均值：32煤层6.98ml/g.dafg.daf；71煤层为8.31ml/g.daf；82煤层为8.66ml/g.daf；9煤层为9.21ml/g.daf。第二平均值为：32煤层为9.79ml/g.daf；71煤层为8.74ml/g.daf；82煤层为10.64ml/g.daf；9煤层为12.05ml/g.daf。从各煤层瓦斯含量等值线图可以看出，区内瓦斯分布有如下总体趋势：（1）在煤系工作垂向剖面上，中部煤层（71、82、9）瓦斯含量高于上部煤层（32）。（2）同一煤层，瓦斯含量随煤层埋深的增加而增大。（3）由于瓦斯赋存状况受地质构造、煤层埋深、煤变质程度，围岩透气性等多因素控制，瓦斯含量分布仍存在不均衡性，在封闭性较好的断层附近和煤层走向转折或煤厚变化带等部位存在局部瓦斯含量高点。在今后矿井生产中应引起高度重视。2）建井期间实测瓦斯参数及瓦斯涌、突出情况（1）建井期间实测瓦斯参数a.煤层瓦斯压力测定结果表（见表3-1）表3-1测定的瓦斯压力值地点西轨第一联巷西轨第二联巷东大巷中央回风斜巷中央回风斜巷中央回风斜巷煤层32326171829煤层底板标高（m）-600-600-600-450-450-450赋存深度（m）620620620470470 470表压力（Mpa）0.823.30﹥2.202.602.722.20备注因故未测出最大值压力未稳定测压管被破坏b、煤样吸附瓦斯试验与工业分析（见表3-2）表3-2煤样吸附瓦斯试验与工业分析结果吸附常数煤层a(m/t)32617182928.4927.6218.1222.2717.923灰份-1水份Md(﹪)2.171.651.021.241.90挥发份Vdat(﹪)41.3541.3233.7533.1635.89孔隙体积(m3)0.0970.2050.1250.1270.131B(Mpa)0.2740.4690.7200.5811.060Aad(﹪)30.7920.019.3715.6812.81c、煤层瓦斯含量资料（见表3-3）表3-3煤层瓦斯含量资料煤层326171829埋深（m）620620绝对瓦斯压力（MPa）煤层瓦斯含量（m3/t）3.402.302.702.822.308.0510.9710.6810.919.09备注瓦斯压力取实测最大值d.实测钻孔预抽煤层瓦斯参数（见表3-4）表3-4实测钻孔预抽煤层瓦斯参数煤层326171829钻孔瓦斯流量衰减系数0.15010.01690.0400.2760.162煤层透气性系数（m2/MPa2d）0.00630.22330.08700.04390.0429 e.瓦斯突出指标(见表3-5)表3-5瓦斯突出指标测试结果煤层9煤82煤的破坏类型Ⅲ、Ⅳ、ⅤⅤⅣ瓦斯放散初速度△P10148煤的坚固性系数f0.50.160.19煤层瓦斯压力P(Mpa)0.742.71.15突出危险性临界指标有突出危险突出威胁82煤吸附常数a、b值（中央回风斜巷实测）分别为：23.26m3/t，0.38Mpa-1。9煤吸附常数a、b值（实测）分别为23.06m3/t，0.54Mpa-1。4.2建井涌出情况4.2.1瓦斯涌出情况建井期间南风斜巷在9煤层施工煤巷502m，井下所见煤层顶板为砂岩，底板为泥岩，顶板裂隙较为发育，煤层倾角为6°--19°，平均11°，煤厚为2.—4.7m，平均3.1m，煤体松散多呈土堆状，无层理构造，揉皱破坏现象严重，煤层透气性差，瓦斯解吸收速度快。通风资料表明，正常瓦斯浓度：迎头0.1—0.5﹪，回风流0.14—0.8﹪，绝对瓦斯涌出两0.3—1.76m3/min。瓦斯涌出量随煤层向下延伸有增大趋势（见表3-6）、随煤厚增加而增大，瓦斯分布有一定的区段性。放炮时，瓦斯大量涌出，回风流瓦斯浓度超过5﹪以上数次达35次，排放时间长；随煤层向下延伸掘进，放炮时瓦斯大量涌出越来越频繁，下山施工185m后，每搁5—10m就有一次放炮后瓦斯大量涌出。表3-6南风井回风斜巷（煤巷）向下延伸瓦斯涌出情况煤巷向下掘进050100150200250300350400450500回风流瓦斯浓度（﹪）0．140．350．550．420．510．360．600．500．830．710．70绝对沼气量（m3/min）0．300．771．210．9251．1220．7921．321．101．8261．5621．544.2.2 瓦斯突出情况自南回风井回风斜巷施工至15.2m处发生第一次动力现象至502m有煤段巷道施工结束，共发生动力现象24次，压（倾）出煤量792吨，瓦斯量50205m3,吨煤突出瓦斯量63.46m3，平均突出强度33吨/次，强度最大的一次突出煤量是104吨，瓦斯11617m3，造成风流逆转110m，此24次突出预兆不明显；有4次是炮后正常作业，突出预兆明显，有煤炮声、闷雷声，煤壁掉渣，煤体颤动。随下山延伸，突出频率明显增加。采取防突出措施前发生动力现象22次，采取超前钻孔措施后突出次数大大降低。自下山328m处，开始采取打钻卸压等防突措施，施工111m压出2次，一次是钻孔超前距不足（3.2m），另一次是放大炮引起右帮深部动力现象，而且两次都是在煤炮前后容易突出段。炮后压出煤与放炮破碎煤明显分开，压出多呈煤体整体位移形式，无分选性，压出后，在煤层与顶板之间的裂隙中，常留有细煤粉，压出后多次造成支架扭曲变形，拉钩弯曲，巷道断面缩小，破坏明显，压出后并有大量瓦斯涌出，有5次造成风流逆转现象。4.3矿井通风及瓦斯抽放4.3.1矿井通风概况该煤矿井田采用立井、中央主要石门和东翼、南翼集中大巷、西翼分组大巷开拓方式。矿井通风方式为中央边界式全负压通风，主、副井进风，风井回风。主要通风机选用BDK—10—NO.32轴流对旋风机两台，一台使用，一台备用。配备YBF630—10型三相异步电机，电机额定功率为560×2KW，风机转速为590rpm，风机叶片安装角度为35—40°。矿井总进风量为10266m3/min，总回风量为10701m3/min，矿井负压为2900Pa。该煤矿为煤与瓦斯突出矿井。自建井来至2004年，共用26次煤与瓦斯动力现象平均突出强度为33t。在建矿期间南风井中央回风上山9煤施工段，曾发生24次煤与瓦斯突出。最大一次突出于2000年1月9日发生在中央回风上山变坡点前467m，喷出煤量104t，喷出瓦斯量11617m3，吨煤喷出瓦斯量达到111.7m3，造成瓦斯逆流110m。矿井瓦斯绝对涌出量为42.00m3/min，相对瓦斯涌出量为13.60m3/t。4.3.2矿井瓦斯抽放概况矿井瓦斯是煤矿自然灾害的根源，严重地威胁着矿井工作人员的生命安全，制约着矿井生产的发长。该矿为高瓦斯突出矿井，瓦斯抽放是防治瓦斯爆炸的一项治本措施1、瓦斯抽放系统①耕具“先抽后采”方针，该煤矿对投产后的第一个回采工作面6112工作面，在局部地区利用瓦斯抽放泵，流量为30m3/min，采用159mm热轧无缝钢管，回风管路铺至总回风巷中。该工作面抽放达到了预定的目的，积累了一定的经验。此后的所有回采工作面，都做到了“逢才必抽”。②2003年1月，地面集中抽放系统试运转成功。选用西门子2BE3—420液环式真空泵两台（额定流量145m3/min，抽放负压一般到45—50Kpa。其中一台工作，一台备用，主管路均采用GDR系列抗静电阻燃玻璃钢管，管径350mm；支管管径150mm。该系统于2003年4月，投入运行。③2004年8月地面管径500mm抽放井筒施工到位，10月第二趟（管径500mm）主抽放管路投入使用。2、矿井瓦斯抽放方法① 通过不断优化钻场和高位钻场的参数，布置风巷辅助边孔、站柱孔、抽放工作面采空区卸压瓦斯，基本解决了工作面瓦斯超限问题，其抽放效率一般在45﹪以上。②对于突出危险区域，采前布置平行、扇型顺层钻孔，实施本煤层抽放，抽放率一般为20﹪左右，取得了良好的抽放效果。③强化采空区抽放。巷道掘进时，在适当位置向附近采空区布孔抽放，解决了掘进期间，由于附近采空区瓦斯通过裂隙渗漏而造成的瓦斯超限问题。工作面老塘埋管抽放作为解决上隅角瓦斯超限问题的辅助手段，效果明显；对32、61煤层采空区，在二采区轨道石门、7112风巷布底板穿层孔，进入采空区抽出大量高浓度瓦斯，为瓦斯电厂提供了稳定的气源。当前矿井风排瓦斯量在43m3/min左右，抽放量在15m3/min左右，抽出率25.9﹪。4.47124综采工作面概况1、概况7124工作位于一水平二采区，东以7124切眼为界，西至二采区轨道大巷和二采区回风斜巷保护煤柱线，南至7124风巷，北至7124机巷。工作面起止标高-540.25—-590m，工作面走向635m，倾向112m，面积71120m3.2、煤层赋存情况本工作面71煤以粉末壮为主，条带壮构造，弱玻璃光泽，半暗型。工作面煤厚1.1—2.3m，平均煤厚1.92m，含夹矸为泥岩或炭质泥岩，厚度为0.06—0.3m。煤层倾向近北、倾向330°--350°，煤层倾角10°--18°、平均15°。煤层变异系数为12﹪，可采煤性指数为1，属于稳定煤层。3、邻近煤层概况7124工作面覆岩，在两带影响范围正断层：40°∠45°H=0.4mF7124-2：正断层：90°∠40°H=0.8mF7124-3：正断层：310°∠65°H=2.5—3mF7124-4：正断层：340°∠75°H=0.5mF7124-5：正断层：340°∠65°H=0.8mF7124-6：逆断层：125°∠75°H=1.2mF7124-8：正断层：320°∠80°H=1.6mF7124-9：正断层：50°∠55°H=1.0mF7124-10：正断层：130°∠35°H=0.5mF7124-11：正断层：0°∠65°H=1.2mF7124-12：正断层：310°∠60° H=0.5m断层F7124-3，落差较大，穿过工作面，风、机巷均揭露，对工作面的回采影响较大；断层F7124-11，虽然落差不大，揭露于切眼，向工作面内部延伸，该区域煤层倾角较大，为18°--25°，对生产影响较大；断层F7124-1、F7124-2、F7124-5、F7124-6、F7124-8落差不大，均向工作面内部延伸，给回采工作面带来一定的影响。断层F7124-4、F7124-9、F7124-10、F7124-11、F7124-12均向工作面内部延伸趋势，但落差较小，对工作面回采影响不大。6、水文地质本工作面水文地质条件简单，工作面主要充水因素有：（1）四含水；（2）断层导水；（3）顶板砂岩裂隙水。由于4—6煤组为良好的隔水层，主要由泥岩、粉砂岩组成；工作面距离四含底界166m，且周边钻孔封孔良好，正常情况下，“四含”对回采无影响。另外根据精查报告提供的资料及航道实际揭露情况，断层的富水性弱，导水性差；且F25断层留有30m的保护煤柱，因而工作面不存在断层导水的威胁。7、通风瓦斯概况该工作面煤层瓦斯含量较大，据25—267钻孔取样分析，瓦斯含量达10.89m3/t，瓦斯梯度参数为3.4m3/t.daf/100m，本工作面煤层瓦斯含量10.54ml/g。根据补297、25、267和2613孔证实：71煤瓦斯含量分别为6.73ml/g、10.89ml/g和10.90ml/g，平均瓦斯含量9.51ml/g。另根据资料鉴定：71煤层透气性系数λ=0.087m2/Mpa2.d，钻孔流量衰减系数a=0.04d-1，属于较难抽放煤层。7124工作面机巷和风巷设计端面均为10.99m2。机巷和风巷的施工方法分别为：机巷采用综合机械化与放炮落煤相结合，风巷采用放炮落煤。两掘进工作面均采用超前泄压钻进行释放瓦斯，钻孔直径为89mm，钻孔个数为8个，并留有5m前距，即打15m深钻孔允许进尺10m。两个掘进工作面分别采用2×15kW局部通风机和Φ600mm的胶质风筒供风，风量为270—315m3/min，掘进期间机巷瓦斯涌出量为1.1—5.4m3/min。风巷瓦斯涌出量为1.2—5.8m3/min。7124工作面采用U型通风方式，工作面的通风路线为：主、副井→中央轨道大巷、中央胶带机巷→西翼轨道大巷→二才区轨道大巷→7124机巷→7124工作面→7124风巷→西翼总回风上山→-430回风巷→风井→地面。7124工作面的进风为1096m3/min，回风为1120m3/min，工作面瓦斯涌出量为3.20—22.91m3/min。初次来压前工作面的瓦斯涌出量为3.20m3/min，初次来压时候工作面的瓦斯涌出量为7.96m3/min，而后持续增加，当工作面推进度达到50m左右时，瓦斯涌出量最基本趋于稳定，此时瓦斯涌出量为20 m3/min左右。8、瓦斯涌出量计算采动后的工作面瓦斯涌出主要来源：一是邻近层（上覆63、62，下伏72、81、82、9煤）；二是本煤层瓦斯涌出及围岩瓦斯涌出。采用分源预测法预测71煤层瓦斯涌出量q开=k1k2k3（m0/m1）×(x0-x1)式中k1：围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板，去k1=1.2；k2：工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，回采率按照95﹪计算；k3：准备巷道预排瓦斯对煤体瓦斯涌出影响系数，k3=（L-2h）/L，l=115m（工作面长度，h=18.5m；m0：煤层厚度1.92m；m1：煤层开采厚度1.92m；x0：煤层原始瓦斯含量，10.54m3/t；x1：煤层瓦斯残存含量，取x1=2m3/t。计算求出该面回采工时71煤相对瓦斯涌出量7.3m3/t，按照设计日产1500t，则绝对瓦斯涌出量达7.6m3/t。7124工作面系煤层群开采，根据资料显示预计邻近层瓦斯涌出量q邻为6.88m3/t，当工作面日产1500t时，则邻近层绝对瓦斯涌出量Q邻=7.17m3/min；因此工作面初次来压之后，预计瓦斯绝对瓦斯涌出量Q总=14.17m3/min；工作面初次来压前，现场实际测定结果；风排量Q排=3.196m3/min，也即是本煤层瓦斯涌出量；工作面初次来压后，现场实际测定结果：风排瓦斯量Q排=7.6m3/min，平均瓦斯抽放量Q抽=12.5m3/min，则工作面瓦斯绝对涌出量Q总=20.1m3/min。由此确定本煤层瓦斯绝对涌出量为3.2m3/min，占瓦斯总涌出量的15.9﹪，邻近层瓦斯涌出量为16.9m3/min，占瓦斯总涌出量的84.1﹪[19]。第五章瓦斯抽放设计5.1瓦斯抽放的必要性根据工作面的瓦斯涌出量预测结果，正常回采时工作面的绝对瓦斯涌出量为20.10m3/min，工作面设计风量为2200m3/min，则工作面的风排瓦斯能力为q=Q×0.8/100×k式中：q——风排瓦斯量m3/mink——瓦斯涌出不均衡系数取1.5则：q=2200×0.8/(100×1.5)=11.73(m3/min)因此风排瓦斯量为11.73m3/min，剩余的8.37m3/min瓦斯必须采取抽排，根据该矿综采面治理瓦斯的成功经验，将在该面采用合理配风、多种抽放并举、“堵采空区漏风”等综合瓦斯治理措施。5.2抽放方法选择5.2.1 抽放瓦斯方法选择原则需要进行抽放瓦斯的矿井或煤层，在选择抽放类型和方法时，可按下列因素考虑确定：1、首先应考虑选用多种抽放方法相结合的综合抽放方法，以提高抽放效果。2、开采过程中的瓦斯涌出量主要开采层（本煤层）时，则应采用开采层瓦斯抽放的方法。3、在煤层的条件下，首采层开采时，邻近层的瓦斯涌出量占有很大比例且威胁工作面的生产时，则应采用邻近层瓦斯抽放方法。4、当工作面后方采空区瓦斯涌出量较大且威胁工作面安全生产，老采空区内积存大量瓦斯向邻近工作面涌出瓦斯、增大采区和矿井的总排瓦斯量时，应采用采空区瓦斯抽放方法。5、对于瓦斯含量较高的煤层，在巷道掘进时涌出的瓦斯量很大且难以加大风量稀释，这时可考虑采掘前大面积预抽瓦斯方法或采取边掘边抽方法。6、对于透气性较低、采用预抽放法难以直接抽出瓦斯、掘进时瓦斯涌出不是很大而回采时有大量瓦斯涌出的煤层，可采用边采边抽或采用水力割缝、水力压裂、松动爆破等措施人为卸压后抽放瓦斯的方法。7、如果煤层赋存较浅（一般600m以内）、煤层较厚或层数较多、煤层瓦斯含量较高、地面钻孔施工条件较好时，可采用地面钻孔抽放。8、若围岩瓦斯涌出量较大，以及溶洞或裂隙带储存有高压瓦斯并有喷出危险时，应采取围岩瓦斯抽放措施。5.2.2瓦斯抽放方法的选择1、抽放类型：因邻近煤层瓦斯是该面瓦斯涌出的主要来源，故应须用邻近煤层瓦斯抽放。2、根据瓦斯涌出来源分析，本煤层瓦斯涌出一部分采用风排，另外在回采时，邻近层及围岩部分瓦斯进入采空区，宜采用顶板高位钻孔，采空区埋管等抽放方法来拦截这部分的瓦斯，减少其涌入工作面的瓦斯量。5.3顶板高位钻孔抽放设计5.3.1 高位钻孔瓦斯抽放技术原理：高位钻孔是在风巷内向煤层顶板施工的钻孔，高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带瓦斯抽放，主要作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面上覆岩层以及上隅角涌出的瓦斯。根据一系列回采工作面矿山压力规律的研究，煤层随工作面回采，在工作面周围将形成一个采动压力场，采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成三个带，即冒落带、裂隙带和变曲下沉带。在水平方向上形成三个区，即煤壁支撑影响区、离层区和高新压实区。在这个采动压力场中形成的裂隙空间，便成为了瓦斯流动通道。通过钻孔内的抽放负压，加速了瓦斯的流动，使得高位钻孔能够抽出瓦斯，并且大大超过了本煤层的瓦斯抽放量。高位钻孔可以实现超前抽放，即工作面距离孔口还有一段距离时，能够抽出高浓度的瓦斯，这说明煤壁支撑影响区内煤层顶板已经有裂隙作为通道，这部分瓦斯显然是煤壁中原始煤体释放的。受到采动的影响，工作面煤壁受压导致瓦斯解吸，解吸的瓦斯又通过煤壁的裂隙和顶板裂隙流入抽放钻孔，这是高位钻孔能够抽到高浓度瓦斯的原因，也是高位钻孔的重要作用点。高位钻孔抽到上隅角瓦斯是后期，随着钻孔的垂高变小，到接近落带或进入冒落带时才能够出现，这时抽放瓦斯的浓度变小，只要钻场的钻孔还能够保留，则仍可发挥作用。根据两带高度测定结果、工作面采动裂隙带的特征，可以去顶高位钻孔的终孔位置，对7124工作面高位钻场、钻孔布置能起着知道作用。5.3.27124工作面高位钻场、钻孔布置1、工作面高位钻场初期在7124工作面回风联巷至切眼共布置3个高位钻场，如图4-1和4-2所示，其中第1号钻场距工作面切眼150m，1—2号钻场间距为150m，2—3号钻场间距为105m。每个钻场的宽×高×深=3.2×2.3×12m，采用锚素网支护，其中前6m以30°的角度上坡施工后，后6m变平。平台破71煤顶板高度不得低于4m。钻场采用风袖导风进行通风。切眼图4-17124工作面高位钻场平面图图4-27124工作面高位钻场剖面图2、钻场高位钻孔布置工作面每个钻场7124工作面高位钻孔开孔布置图7124风巷23号钻场切眼7124联巷7124机巷图4-47124工作面钻场高位钻孔布置图5.4采空区埋管抽放设计5.4.1采空区埋管布置具体做法为：在风巷内自开切眼处，就开始立一站管（高度一般为2.0m），靠风巷上帮战立。并在站管上部1.3m区域开凿成蜂窝壮，顶部加一保护盖，与主管路相连。主抽放管路沿工作面推进方向铺设玻璃管。站管随工作面的推进每间隔15m布置一个，并不断向前延接。埋管设计布置如图4-5所示。风巷底板 图4.5埋管布置示意图5.4.2立孔抽放设计从生产实践中发现：顶板周期来压前，站管（2.0m）上部的花眼可以有效拉动抽放上隅角的瓦斯，其浓度一般在10﹪--15﹪；一旦工作面周期来压后，站管（2.0m）被冒落的顶板矸石完全覆盖，高浓度瓦斯却在冒落带偏上方聚集。由于小站管高度不足，此时，小站管的瓦斯抽放效果明显降低。立孔施工工艺：在工作面风巷利用TXU150型钻孔施工立孔，具体施工参数如表4-1所示。表4-1立孔施工参数立孔布置方式如图4-6所示：图4-6立孔布置示意图5.5瓦斯抽放工艺参数5.5.1抽放瓦斯管管径计算根据工作面的瓦斯涌出量预计，7124工作面需要抽放的的纯瓦斯量达8.37m3/min，按照不同抽放方法预计：顶板高位钻孔抽放量为7.96m3/min，采空区埋管抽放0.41m3/min。因此根据抽放量要求计算抽放管路直径。1、顶板高位钻孔管路直径计算预计，7124工作面回采时需要抽放的纯瓦斯量达8.37m3/min，顶板高位钻孔抽放量为7.96m3/min，抽放瓦斯浓度预计40%左右，按40% 进行计算，则瓦斯抽放管中最大混合量为19.9m3/min按公式D=0.1457×(Q/V)1/2,算出管径达310mm，另外，采空区埋管预计抽放量为0.41m3/min，预计抽放浓度5％左右，取5％计算，抽放管中最大混合量为8.2m3/min，算出管径D=116mm，根据现场实际，采用一趟8″管路抽顶板高位钻孔瓦斯及一趟6″管路抽顶板高位钻孔和采空区瓦斯，（验算，一趟8″管路抽放量为19.5m3/min，一趟6″管路抽放量为10.9m3/min两者相加为29.4＞28.1）。公式D=0.1457×(Q/V)1/2中D—抽放瓦斯管管径（m）,Q--抽放管中混合流量m3/min，V—抽放瓦斯管瓦斯泵流量确定1、顶板孔主要利用永久瓦斯泵抽放，永久泵型号2BE1505一台，其额定流量119-136m3/min，在目前管网条件下，平均抽放流量达70～80m3/min，两台2BE1355，其额定流量30～60m3/min，并联后在目前管网条件下抽放流量达60～70m3/min，地面抽放泵流量能满足工作面的抽放要求。2、永久抽放管路阻力计算瓦斯管路阻力包括沿程阻力和局部阻力，沿程阻力用公式H1=9.81×(L.Δ.Qc2/k.d5)计算式中：H1—沿程阻力(pa)L—管路长度（m）Δ—混合气体对空气密度比Δ=1-0.446cQc—混合抽放量（m3/h）K—系数取0.62，d—抽放管移动瓦斯泵流量计算公式Qp=K·Qc/Cg式中：Qp--瓦斯泵流量m3/minQ—瓦斯抽放混合量m3/minC—瓦斯抽放浓度（5%）g—瓦斯泵机械效率g=40%K—流量备用系数取1.2所以Qp=1.2×0.41/0.4×0.05=24.6m3/min因此选用两台2BE1253型抽放泵，互为备用。5.5.4移动抽放管路阻力计算沿程阻力用公式H1=9.81×(L.Δ.Qc2/k.d5)计算式中：H1—沿程阻力(pa)L—管路长度（m）Δ—混合气体对空气密度比Δ=1-0.446cQc—管瓦斯泵选型：工作面一趟6″管路抽顶板走向钻孔和老塘瓦斯采用移动泵，根据上述瓦斯泵流量，压力计算结果，因此选用一台2BE1253水环式真空泵型号，其额定流量为40m3/min，额定工作负压为40～60 kpa，均满足抽放需要。5.5.6瓦斯泵站位置移动抽放泵站设在7124底板抽排巷外口。5.5.7瓦斯抽放参数监测钻孔及管路中瓦斯流量、压力由安装在管路上的流量计压力表读出。瓦斯泵流量采用孔板流量计测定压差进行计算，压差采用U型压差计测量，出口混合气体的CH4浓度用100%光学瓦斯机从孔板流量计孔口测量。监控工区必须在永久抽放管路上安装瓦斯抽放四项参数监测装置。并和矿井监控系统连网，便于监视瓦斯抽放情况。5.5.8瓦斯抽放管路的附设装置1)阀门瓦斯抽放管路和钻场内每个钻孔的连接处均安设阀门，以调节各钻孔抽放流量、抽放负压等。另在抽放管路干管上每隔300米安设一同直径的闸阀，便于管路进行放水或测试单孔瓦斯浓度。2)排渣器在7124轨顺外口每趟瓦斯管上各加一个排渣器，将管路中抽出的杂物，水、沉淀在排渣器内，便于排出。3)放水器安装工区必须在7124轨顺抽放管路的每一低洼处或过龙门的进气端设置一个放水三通，抽排区安装自制的放水器。4）计量装置在每趟管路靠轨、运顺收作线以外的瓦斯管中安装ф8″,ф6″孔板流量计，孔板流量计处必须设置同直径的旁通管。同时在每个钻孔合茬的管子上装一ф1″拨哨，以便于对每个钻孔进行计量考查。第六章安全措施及建议[20]6.1 安全管理措施及建议1、结合矿井实际制定《矿井灾害预防与处理计划》，增强针对性和可操作性，尤其是在矿井自然条件、生产田间发生变化时，及时组织有关部门进行修改、补充并贯彻实施；2、进一步充实矿四级培训机构专职师资力量，加强对矿井从业人员的安全生产教育培训，尤其应注重培训实效。提高从业人员的安全意识和自我保护能力。严禁未进行安全生产教育和培训或者教育和培训不合格的人员下井作业；3、充分重视煤矿安全生产管理人员和特种作业人员培训、复训工作，根据矿井生产规模的需要，加强管理人员、技术人员及特种作业人员的配备，特种作业人员必须全部做到持证上岗。4、加大安全隐患排查、治理、整改力度。对矿井隐患实行分级管理，定期排查、治理和报告，实现隐患闭合管理。5、强化煤矿的技术管理工作，严格技术措施、作业规程的编制、审批。增强针对性和可操作性，并根据作业香肠条件的变化及时修改完善。定期组织在用安全设备、仪器、仪表的检测检验。加大作业香肠的安全管理与监督，明确安全责任，确保各项安全措施落实到位。坚持不屑地开展安全质量标准化工作，提高标准化创建质量，夯实矿井安全生产管理基础。6.2钻孔施工安全技术措施在进行钻孔施工时，应做到：1、施工钻孔的所有电气设备的防爆质量必须符合《煤矿安全规程》中的有关规定，抽排区、综采二队必须加强各自电气设备的检查与维护，杜绝电气设备失爆失保现象的发生，确保设备完好。2、施工钻孔的电气设备的电源必须和该工作面的瓦斯探头实行瓦斯、电联锁。3、施工钻孔前，要将钻机设备摆放平稳，打牢压车柱，吊挂好风、水管及电缆。4、钻孔施工过程中，钻杆前后不准站人，不准用手托扶钻杆，所有施工人员要将工作服穿戴整齐。5、在钻孔施工过程中，严禁用铁器敲砸钻具，并采取有效的防灭尘措施。 6、在钻孔施工过程中，通风区测气员要加强施工处的瓦斯等气体的检查，对瓦斯等气体的管理要严格按照《煤矿安全规程》中的有关规定执行，严禁瓦斯超限作业，施工班长要保证在施工过程中能够正常使用便携仪。7、在钻孔施工过程中，若瓦斯超限时，测气员和施工负责人要迅速地将所有人员撤至安全地带，同时切断打钻地点抽放系统管理措施及要求1、顶板高位钻孔施工安全技术措施由抽排区另行编制。2、瓦斯抽放管路必须靠帮吊挂整齐、牢固，且严密不漏气。3、瓦斯抽放管路必须铺设在工作面轨道顺槽上帮，管路与工作面顺槽的电缆必须及其它电气设备分开铺设，不得与带电物体接触。4、各单位在上风巷打运设备、物料等时，应注意保护好瓦斯管，严禁随意破坏或碰撞管路。抽放管路一旦被损坏，责任单位立即汇报调度所，调度所立即安排抽排区及安装工区进行处理。5、通风区应在各个钻场内设有瓦斯检查记录牌板，对进行钻孔施工的钻场，每班至少检查瓦斯等有害气体不少于三遍，对不施工的钻场每班检查不少于一次。通风区在钻场内挂好风障，风量满足要求，测气员检查时发现瓦斯超过规定应立即汇报并采取措施处理，同时抽排区每施工完一个钻孔应立即封孔合茬抽放，以防止钻孔的瓦斯溢出，造成钻场及巷道内瓦斯集聚事故。6、监控工区必须在施工的每个钻场内安设一个甲烷传感器，当瓦斯浓度达到0.8%时，必须立即切断钻场内及工作面、工作面回风巷内所有电气设备电源。甲烷传感器必须每周用标准气样进行标校，保证其灵敏可靠。7、抽排区在钻场煤与瓦斯突出防治系统1、加强防突工作，严格执行“四位一体”防突措施，防止突出事故发生；2、要加强瓦斯地质预测预报工作，完善矿井瓦斯地质图和防突预测图，对过断层及过异常带要采取针对性措施；3、在才采场的安排上应严格遵循“可保尽保，应抽尽抽”的战略举措；新水平、新采区编制采区设计时，务必要依据新采区瓦斯地质情况编制防治煤与瓦斯突出设计；4、随着开采深度的不断加深，地压及瓦斯压力的增大，煤与瓦斯突出的危险性也随之增大，建议该矿井与科研单位和高校合作对矿井瓦斯赋存规律、矿井综合防突技术以及突出临界指标进行系统的研究，为该矿井投产后的安全生产提供防突工作的指导；5、针对开采高应力、高瓦斯压力、低孔隙、低透气性煤层，该矿井在采取矿井瓦斯抽放、解放层开采等常规措施的同时，研究并才用低孔隙煤层深、浅孔注水技术、水力挤出防突技术，以有效解决该矿井低孔隙、低透气性煤层瓦斯、煤层与瓦斯突出等灾害防治难题。6.5其他和煤矿安全有关的建议与措施1、防灭火系统1）健全和完善矿井灌浆系统，确保综采面随采随灌或采后集中灌浆和连续进行发火倾向检测；2）沿空送巷掘进工作面预留煤柱厚度要有防止煤柱压裂漏风的措施，防止采空区余煤自燃；3）加强井下歌采空区密闭墙的管理，杜绝密闭墙漏风，防止采空区煤炭自燃；4）无论是什么抽放方法，都存在采空区漏风和自然发火问题，其次，工作面增大风量排放瓦斯、分层开采中的下分层开采也易加大煤层自燃的危险性。因此。应合理确定采煤工作面的长度和开采高度，在保证一定的推进速度前提下，提高回采率，减少采空区丢煤；合理确定采煤工作面的通风方式和最佳通风量，选择合理的采空区抽放瓦斯方法和优化抽放参数；5）在采区开采设计中，应明确选定自然发火观测站和观测点位置，确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿中，并定期检查、分析整理，发现自然发火指标超标或达到临界值等异常变化时，立即采取措施，进行处理。采掘作业规程编制应有防灭火措施和防治煤层自然发火等措施。6）矿井所有工作人员都要掌握灭火器材的使用方法，熟悉自己工作区域内灭火器材的放置地点，每个嫉妒由矿长组织有关人员对矿井消防供水系统、灌浆系统、反风设施、防火门、防火墙、消防器材设置点和消防材料库进行一次大检查，及时更换失效的灭火器。2、防尘系统1）利用各种宣传工具大力宣传粉尘的有关知识，提高广大工作人员对粉尘危害性及搞好矿井综合防尘工作重要性的认识；2）对综采工作面必须采取煤层注水措施，提高注水效果，综采工作面移支架必须喷雾灭尘；采煤工作面上、下顺槽内必须在规定的地点安装净化喷雾装置，并保证正常使用；3）加强掘进巷道综合防尘设施的检查维修，尤其是加大外委施工队伍的综合防尘监管力度；4）按要求安装各类割爆设施，并定期巡查维护，完善隔爆设施与巡查记录。 3、电气系统1）要严格执行停送电管理制度，严禁带电检修。变电所严格执行“两票三制”管理制度，认真做好各项记录，不断提高供电管理水平；2）对供电系统的短路、过电流保护要即使按实际负荷变化情况进行计算和整定，完善全矿高低压继电保护整定计算书，以达到保护动作灵敏可靠，杜绝越级跳闸；3）加强电气设备维修、管理，确保设备完好，坚决消灭电气失爆现象；即使淘汰不符合规定的电气设备；4）加强电气设备维护操作人员的安全学习、业务知识培训，努力提高职工电气接线工艺水平、专业知识素质，从而提高设备维修、保养安装质量，实现安全运行，并坚决做到持证上岗。4、通信系统加强对矿井通信系统的检查维护，保证通信畅通。5、救护系统坚持有目的、有计划、有步骤、有重点地组织开展所服务矿井的预防性安全检查活动，熟悉井下各系统情况；第七章总结7.1全文总结1、分析了国建议与展望在煤层群高瓦斯条件下，仅采用单一的瓦斯抽放、风排等措施治理难以解决工作面瓦斯超限问题，必须采取多种抽放方法、合理配风、辅助保障并举的综合治理措施。工作面采用多种抽放发放时，不宜采用混合抽放并网的方式。由于选择的抽放方法暂时未进行实际的应用，所以不能用实测的瓦斯抽放数据对抽放方法进行定量分析。以后得出实测数据后，会进行定量分析，并根据分析的结果进一步改进抽放的方法与参数。致谢本设计的研究工作是在指导老师陈伟老师的精心指导下完成的，从本设计的选题、思路形成直到最后成问，每一个环节无不凝结着直到老师的智慧和心血。本人在学业上得到了指导老师孜孜不倦的指导，而且在平时的班级工作中也得到了指导老师的热情帮助。导师严谨求实的治学态度、谦虚宽容的为人作风和对科学事业的执着追求深深地影响着我，将使我终身受益。在此谨向陈伟老师致以崇高的敬意和衷心的感谢！衷心的感谢毕节职业技术学院工矿建筑系各位领导和老师们在本人大学学习期间给予的热情指导、支持和帮助！本设计的完成与我的家人的支持和帮助也是分不开的，可以说没有他们在背后的默默支持，就没有我设计的完成。在这里也向他们表示表达我深深的感谢。最后感谢各位专家、教授在百忙之中，抽出宝贵的时间，审阅我的设计，并衷心希望得到您的指教！ 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