岱河矿采空区顶板冒落及瓦斯涌出规律和瓦斯治理研究项目研究报告

1、岱河矿采空区顶板冒落岱河矿采空区顶板冒落及瓦斯涌出规律和瓦斯治理研究及瓦斯涌出规律和瓦斯治理研究项目研究报告项目研究报告淮北矿业集团公司岱河煤矿淮北矿业集团公司岱河煤矿淮北矿业集团公司通风处淮北矿业集团公司通风处中国矿业大学中国矿业大学目目 录录1 前前 言言.11.1 研究现状及意义 .11.1.1 国内外研究现状.11.1.2 研究的意义.11.2 工作面地质及生产技术条件 .21.2.1 煤层赋存条件.21.2.2 顶底板岩性及煤层厚度情况.21.2.3 工作面生产技术条件.21.3 研究内容及技术路线 .21.3.1 主要研究内容.21.3.2 研究目标.21.3.3 研究与实验方法.

2、32 三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究.52.1 矿井地质概况 .52.1.1 地 层.52.1.2 构 造.62.1.3 岩浆岩.72.1.4 煤层.72.2 煤层瓦斯压力测定及瓦斯压力梯度 .102.2.1 煤层瓦斯压力测定技术.102.2.3 煤瓦斯压力测定.112.3 3 煤瓦斯参数及突出参数测定.122.3.1 瓦斯含量测定.122.3.2 瓦斯放散初速度p 测定 .142.3.3 煤的坚固系数测定.152.3.4 钻屑瓦斯解吸指标.152.3.5 钻屑量指标.152.3.6 煤与瓦斯突出危险性分析.162.4 瓦斯涌出规律及涌出量预测 .172.4.1

3、3 煤瓦斯涌出情况统计.172.4.2 3 煤深部瓦斯涌出量预测.182.4.3 3 煤高瓦斯区域分析.212.5 小结 .213 采空区顶板冒落规律相似模拟实验研究采空区顶板冒落规律相似模拟实验研究.223.1 模拟实验方案 .223.1.1 模拟工作面条件.223.1.2 相似条件确定.223.1.3 模型的铺设.223.1.4 实验方法.223.2 岩层控制的关键层理论简介 .253.2.1 岩层控制关键层理论的提出.253.2.2 关键层的定义和特征.253.2.3 岱河矿煤层覆岩中的关键层分析.263.3 工作面初采期间顶板冒落规律 .263.3.1 直接顶的初次垮落.263.3.2

4、 老顶的初次垮落.273.4 工作面正常推采期间顶板冒落规律 .283.4.1 关键层 1 破断前.283.4.2 关键层 1 破断后.313.4.3 关键层 2 破断后.343.5 小结 .374 4 采空区顶板冒落的关键层理论分析采空区顶板冒落的关键层理论分析.394.1 煤层顶板覆岩采动裂隙分布特征 .394.1.1 煤层顶板覆岩采动裂隙分布.394.1.2 “o”形圈的形成过程.394.2 裂隙带高度的确定 .404.2.1 关键层理论.404.2.2 关键层上的载荷.414.2.3 关键层、岩层组合及离层确定.424.2.4 顶板岩层破断岩层裂隙.434.2.5 经验公式.434.2

5、.6 综合分析.444.3 小结 .465 工作面覆岩冒落规律的实测研究工作面覆岩冒落规律的实测研究.475.1 工作面覆岩破坏与矿压规律观测方案 .475.1.1 观测目的.475.1.2 观测内容与方法.475.1.3 观测时段.495.2.4 观测仪器.495.2 工作面顶板冒落规律 .505.3 工作面的顶板压力分布规律 .535.3.1 工作面沿推进方向压力分布.535.3.2 工作面沿面长方向压力分布.535.4 支柱的承载特征分析 .545.4.1 工作面支柱支护阻力分布频率.545.4.2 工作面支柱的增阻特性.565.5 支柱工作阻力与补撑力相关性分析 .575.6 采动影响

6、下回采巷道围岩变形与支护阻力变化规律 .595.6.1 回采巷道围岩变形.605.6.2 回采巷道支护阻力变化规律.615.7 小结 .636 顶板高位钻孔瓦斯抽放工艺设计顶板高位钻孔瓦斯抽放工艺设计.646.1 抽放方法及其技术原理 .646.1.1 抽放方法选择.646.1.2 高位钻孔瓦斯抽放技术原理.646.2 抽放工艺参数设计 .646.2.1 钻场设计.646.2.2 钻孔的开孔位置及标号.656.2.3 顶板钻孔层位的确定.656.2.4 钻场之间的压茬关系.666.2.5 顶板抽放钻孔在倾向方向上控制的范围.696.3 钻场钻孔具体布置参数 .706.4 抽放系统 .716.4

7、.1 抽放管路.716.4.2 抽放及钻孔施工设备.716.4.3 瓦斯流量测定方法.716.5 小结 .737 瓦斯抽放效果分析瓦斯抽放效果分析.747.1 第一第四钻场瓦斯抽放数据统计.747.1.1 第一钻场瓦斯抽放数据统计及分析.747.1.2 第二钻场瓦斯抽放数据统计及分析.757.1.3 第三钻场瓦斯抽放数据统计及分析.767.1.4 第四钻场瓦斯抽放数据统计及分析.777.1.5 第一第四钻场瓦斯抽放数据汇总.787.2 瓦斯抽放情况分析 .807.2.1 瓦斯抽放情况随工作面推进的变化.807.2.2 钻孔终孔法距对瓦斯抽放情况的影响.827.2.3 钻孔终孔平距对抽放瓦斯情况

8、的影响.837.2.4 抽放纯瓦斯流量与抽放负压的关系.847.3 高位钻孔瓦斯抽放率统计 .847.4 回采期间上隅角及回风巷瓦斯浓度情况 .857.5 小结 .868 结结 论论.881 前前 言言1.1 研究现状及意义1.1.1 国内外研究现状国内外研究现状瓦斯灾害及顶板事故是煤矿重要安全问题。瓦斯超限引起的瓦斯爆炸不仅造成大量人员伤亡，而且还会严重摧毁井巷设施。瓦斯超限的原因主要是煤层瓦斯含量高，瓦斯涌出量大。此外采空区顶板冒落时，采空区瓦斯会加快涌出，造成短时间瓦斯超限。治理瓦斯最有效的措施是进行瓦斯抽放。瓦斯抽放的技术很多，如底板穿层钻孔抽放瓦斯技术、沿煤层钻孔抽放瓦斯技术、高位瓦

9、斯抽放巷道抽放技术、高位钻孔瓦斯抽放技术和埋管抽放采空区瓦斯技术。其中高位钻孔瓦斯抽放技术是近年来国内外开始采用的抽放新技术，在淮北矿区得到了推广应用。高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放，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瓦斯，并且减小上邻近层瓦斯涌向工作面的可能性，同时，对采空区下部的瓦斯起到拉动作用，减少采空区瓦斯向工作面的涌出量和上隅角的瓦斯含量。在岱河煤矿高位钻孔瓦斯抽放技术和埋管抽放采空区瓦斯技术同时运用，虽然起到了较好作用，但抽放效果不稳定。高位钻孔抽放的关键是选择最佳的布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距，将抽放钻孔布置在工作面上隅角顶板上部的裂隙带内，才能获

10、得最佳抽放效果。目前基本都是根据各矿自己的经验，自己确定，然后根据效果的好坏再做相应的调整。为了提高高位钻孔瓦斯抽放效果，最根本的办法是研究采空区顶板冒落规律，根据研究采空区顶板生成裂隙、冒落情况对抽放工艺优化设计，从而提高抽放效果，治理瓦斯。对采空区顶板冒落规律的研究，传统的方法是测定支架工作阻力，通过阻力的变化分析顶板冒落规律。本项目拟通过实验室模拟、支架工作阻力测定、采用关键层理论进行理论研究，研究采空区顶板冒落情况，从而确定钻孔的最佳布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距。并研究高位钻孔抽放和埋管抽放两种工艺的协同措施，提高抽放效果，综合治理瓦斯。1.1.2 研究的意义研究的意义瓦斯爆炸事故

11、不仅造成大量人员伤亡，而且还会严重摧毁井巷设施，因此研究瓦斯赋存和涌出规律、研究瓦斯综合治理措施，防止瓦斯事故，具有重要的社会效益和经济效益。高位钻孔瓦斯抽放技术是近年来国内外开始采用的抽放新技术，在淮北矿区得到了较多的应用。但高位钻孔布孔层位确定往往是根据经验，抽放不稳定，影响了抽放效果；解决的方法就是研究采空区顶板离层、断裂、冒落规律。本项目除了利用传统支架工作阻力测定法，还通过实验室模拟、采用关键层理论进行理论研究，研究采空区顶板冒落情况。研究方法是全面的、系统的，技术手段是先进的，经过努力一定能获得很好的研究成果，并能在淮北矿业集团其它矿井和全国高瓦斯矿得到推广应用。1.2 工作面地质

12、及生产技术条件1.2.1 煤层赋存条件煤层赋存条件本工作面位于2 扩采区轨道上山东翼，上部以3214 工作面采空区和3216 机巷为界，东部靠近岩墙以2 扩采区边界为界，下部为未开采区。该阶段三煤层赋存较稳定，结构简单为两煤一矸，夹矸时有时无，厚度 1.82.0m，平均 1.9m。呈光亮型，块状结构。三四煤层为合并分叉状态，层间距自东向西逐渐变厚为 0.20.4m，平均0.3m。四煤层结构复杂，主要有三煤两矸组成，平均厚度 2.3m。其设计走向长500m，倾斜长 140m，煤层倾角 38，从周围巷道资料来看，该阶段构造较发育，有多处断层落差在 1.5m 以上。该工作面距上邻近层 2 煤平均距离

13、为 18.16m；距下邻近层 4 煤平均距离为 2.69m 左右，距 51 煤 7.2m，距 9.8m。1.2.2 顶底板岩性及煤层厚度情况顶底板岩性及煤层厚度情况直接顶多为 1.54.0m 的灰黑色泥岩、砂质泥岩，该顶板固结性好，除断层带内岩石较破碎外，其顶板较完整，工程条件较好，施工时不易发生冒顶。老顶多为灰黑灰色砂质泥岩、细中粒砂岩。底板多为泥岩。具体情况见煤岩层综合柱状图 1.1。1.2.3 工作面生产技术条件工作面生产技术条件试验工作面为岱河矿 3 煤炮采工作面，3 煤上有 0.5m 厚的薄煤层 2 煤，该煤层不采。煤层覆岩中不含承压水，所以不考虑地下水的作用。煤层埋深 411m，工

14、作面长度150m，煤层厚度 3m，采高 3.0m，循环进尺 1.0m，日循环数 22.5 个。1.3 研究内容及技术路线1.3.1 主要研究内容主要研究内容（1）3 煤瓦斯赋存及涌出规律研究；（2）采空区顶板冒落规律研究；（3）瓦斯治理方法研究。1.3.2 研究目标研究目标（1）查明 3 煤瓦斯赋存规律和涌出规律，为通风和瓦斯管理提供基础依据。（2）通过对采空区顶板冒落规律的研究，查明老顶来压规律和步距，为顶板管理提供依据，减少工作面顶板事故；查明采空区顶板产生裂隙、离层、断裂情况，为采空区抽放设计提供依据，提高抽放效率。地 层系统组层 厚柱状图岩 性 描 述6.36灰浅灰色砂质页岩8.31灰

15、白色中粒石英砂岩3.91灰色砂质页岩4.24深灰色页岩0.542 煤：灰黑色块状有光泽0.98灰色页岩2.27灰白色细粒砂岩底部有煤线11.13灰灰白色页岩4.533 煤，夹页岩8灰深灰色砂质页岩7.16灰白色中粒砂岩，夹少量砂质页岩0.20煤二叠系下统下石盒子组2.47灰深灰色页岩图 1-1 3217 工作面煤层综合柱状图（3）通过对现有高位钻孔抽放和埋管抽放效果的考察，并结合采空区顶板冒落规律研究成果，重新进行抽放工艺设计，提高抽放效果，综合治理瓦斯。1.3.3 研究与实验方法研究与实验方法（1）3 煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究1）搜集了 3 煤瓦斯压力资料，取煤样进行吸附常数 a、b 值

16、的测定，计算瓦斯含量； 2）研究 3 煤地质构造，包括断层、褶皱，综合分析瓦斯赋存规律；3）搜集整理 3 煤所有已经回采工作面瓦斯涌出资料，通过回归分析求得瓦斯涌出梯度，并研究瓦斯分布涌出规律；（2）采空区顶板冒落规律研究1）在实验室根据顶板岩性建立矿压试验模型，观察顶板冒落规律；2）测定支架工作阻力，研究采空区顶板老顶来压规律和步距；3）采用关键层理论，结合实验、观测结果，研究顶板冒落规律。（3）瓦斯治理方法研究1）对现有高位钻孔抽放和埋管抽放效果进行考察；2）结合采空区顶板冒落规律研究成果，分析钻孔的最佳布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距，重新进行抽放工艺设计，并考察抽放效果；3）研究高位钻

17、孔抽放最佳工艺参数，提高抽放效果，综合治理瓦斯。2 三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究三煤瓦斯赋存规律和涌出规律研究岱河矿 1996 年前定为低瓦斯矿井，但随着开采逐步加深，瓦斯涌出量逐年增大，自 1996 年起被定为高瓦斯矿井。3 煤层是岱河矿主采煤层。除了开采深度外，地质因素也是影响瓦斯涌出量大小的重要因素，比如上覆岩层岩性、断层、褶曲、煤化程度、岩浆岩侵入等都会影响瓦斯压力和瓦斯含量，从而影响瓦斯涌出量，造成瓦斯涌出局部增大的现象。比如 32 采区的 3322、3326、3327、3328、33210 等工作面，以及 28采区的 2389 下、23810 工作面瓦斯涌出量异常增大，增加了矿井

18、通风和安全管理的难度。因此应总结研究瓦斯赋存状况和瓦斯涌出规律，为矿井通风和瓦斯管理提供依据。本项目通过资料整理、现场测试和理论分析，研究岱河庄煤矿主采煤层（3 煤）的瓦斯赋存状况及瓦斯涌出规律，为搞好通风和瓦斯防治工作提供理论依据。2.1 矿井地质概况岱河煤矿位于淮北煤田濉萧矿区闸河向斜中段之西翼。井田南部以杨庄地堑为界与朱庄矿为临，北以河洼地堑的 hf2正断层为界，与朔里矿临近，东南与张庄矿为技术边界，东部以 hf3逆断层和 hf2号正断层与张庄矿、石台矿和杜集区的房庄矿为自然边界。西至煤层露头，南北长 5.6km，东西宽 1.34km，面积约 19.16km2。岱河矿 1960 年 5

19、月 2 日破土动工，1965 年 12 月 25 日建成投产。矿井原设计能力60/万吨。矿井开拓为一对竖井，两个风井，回风水平-75m，一水平-250m，二水平-350m。矿井通风方式为中央对角式。矿井投产后第四年达到设计能力，1969 年出煤 63.8 万吨，1971 年二水平开始延深勘探，次年 4 月施工东风井，井底标高-277m，1980 年 5 月 1 日投产出煤。矿井经改造后核定能力为 90 万吨/年。1996 年重新核定能力为 140 万吨/年。2.1.1 地地 层层岱河井田地层虽属华北型沉积，但缺失地层较多，其中上奥陶统下石炭统、二迭系上统的石千峰组、三叠系、侏罗系、白垩系及第三

20、系均缺失。井田含煤地层为石炭系、二迭系，以二迭系下统的下石盒子组为主、山西组次之，石炭系太原组和二迭系的上石盒子组均有煤沉积，但煤层极薄，且不稳定，都不可采。中石炭统本溪组不含煤，含煤地层总厚 58817m，含煤地层上部全部被第四系所覆盖。据井田内钻孔揭露资料统计，3 煤为下二迭统下石盒子组(p1x)。本组为陆相连续沉积于山西组之上，厚 191.5288.4m，平均 201.93m，其岩性由灰白色细中粒砂岩，灰、深灰色泥岩、粉砂岩，灰白、灰紫色铝质泥岩或含鲕状铝质泥岩及花斑状鲕状泥岩和煤层组成，旋回结构明显。本组最底部为灰色、灰紫色鲕状或不含鲕粒的铝质泥岩，湖相化学沉积，分布范围广，层位、厚度

21、稳定，是本井田最主要的标志层，即 k2，为山西组与下石盒子组分界的主要依据。下段为本井田最主要的含煤段，厚 5070m，平均 58m 左右。煤层总厚013.05m，平均 5.52m，含煤 4 层，主采煤层 1 层，即 3 煤层，局部可采煤层 2 层即4、5 煤层及零星可采煤层 6 煤层，煤层之间岩性多以砂质泥岩、泥岩组成，局部地段煤层顶板为细中粒砂岩，在井田中部及东北部 5 煤层受古河流冲刷影响严重，其顶板为细中粒条带状或厚层状砂岩。2.1.2 构构 造造本井田位于闸河复向斜中段西翼，井田北部以河洼地堑与朔里矿形成自然边界，南部以杨庄地堑与朱庄矿为界，井田东北有 hf3断层与石台矿为界。-25

22、0m 水平以上煤岩层走向变化较小，除南部和北部走向发生变化外，基本上为一单斜构造，倾角830，平均约 15 左右，南部三采区倾角多为 25；-250m 水平及其以下，煤岩层产状变化较大，由三个褶曲构造组成，由北向南依次为官庄向斜、吕庄背斜、马庄向斜。见图 2-1。一、褶曲1、官庄向斜位于井田北部，为一封闭式的向斜盆地，构造形态为一“柿”状，向斜轴向为 180 ，浅部煤层倾角略大为 1015 ，向斜轴部煤岩层趋于平缓。2、吕庄背斜位于井田中部，处于官庄向斜和马庄向斜之间，为一产状较平缓的隆起构造，背斜构造向西不甚明显，轴向为 118 ，煤岩层倾角为 38 。3、马庄向斜位于井田中南部，为井田内主

23、要褶曲构造，由于受 ef1-1、ef1-2断层切割而形成南、北两个部分，北部为1 采区，南部为3 采区。1 采区构造形态呈一“马蹄”型，向斜轴向由北东 55 转北西 25 左右，并向北延深至4 采区，煤层倾角西部北部较小，为 59，东部煤层倾角较大，为618；另外，在东部又发育有次一级的小向斜，轴向为 95。3 采区构造形态呈一“v”字型，轴向 55，向斜轴在其走向上局部起伏不平，于仰起处往往形成次一级小背斜，凹下处，则成为次一级小向斜，煤岩层倾角多为1525，南部转折端倾角达 30。二、断层断裂构造除边界构造以外，井田中部有 efl、ef1-1、ef1-2、5fl等断层。这些构造对区段、采区

24、设计和水平延深都有一定的影响。根据断层的展布方向，可归纳为 nww、ne 和 nne 向三组断裂。1、nww 向断裂一般落差较大，倾角较陡，延展较长，断层两盘岩石产状变化较大，断层面上往往出现角砾岩带。2、ne 向断裂主要为中小断层，走向一般为 4560，倾角变化较大，延展较远，以正断层为主。3、nne 向断裂本组断裂在井田内较发育，倾角一般为 3065，落差一般在 5m 以下，延展长度较小，呈突变性质，为一“枣核”状。4、层滑构造该类构造广泛分布，顺煤层顶板的层滑构造推切于煤层中，致使煤层变薄，尖灭，缺失，三煤层因层滑构造影响，厚度由原来的 2.0m 变薄到 0.2m。2.1.3 岩浆岩岩浆

25、岩岩浆主要侵人煤系地层之中，其中尤以煤层层位为主，在主要可采煤层中，以三煤层被侵蚀最严重，其侵入面积占可采面积的 68.9，其中三水平马庄向斜侵人范围约占 100。就整个井田而言，岩浆侵入深部较浅部严重，南部较北部严重，见图 2-2。由于岩浆的侵入对煤层破坏严重，使井田范围内出现了大面积的侵入无煤区和侵入变薄区，给开采和安全生产带来了困难。岩浆侵入对煤质的影响甚大，使煤层在区域变质的基础上又迭加了接触变质，使煤的物理和化学性质发生了一系列的变化。由于岩床、岩墙在井田内广泛分布，使岩墙附近由远及近煤的变质程度逐渐变高，以次出现了贫煤、瘦煤、焦煤、无烟煤、天然煤，且呈南北向条带分布，岩浆侵入使井田

26、内煤种复杂，煤类齐全。2.1.4 煤层煤层一、含煤性井田内含煤地层以二迭系下统的下石盒子组为主，山西组次之，石炭系太原组含薄煤层不可采，本溪组不含煤，石炭、二迭系含煤共 17 层，煤层总厚 9.76m，可采及局部可采煤层共 5 层，平均可采煤厚 6.97m，煤系地层总厚 588.17m，含煤系数1.66。下石盒子组煤层为井田主要含煤地层，含主采煤层 3 煤层，局部可采煤层 4、5 煤层，零星可采煤层 2 煤层。另外，5 煤层以下，铝质泥岩(k2)之上含煤线 1-3 层。2 煤层之上至 k，砂岩之间含煤线 1-4 层、极不稳定，均不可采，无经济价值，本组含煤系数为 2.73。现将主要煤层情况论述

27、如下：（1）4 煤层属井田内局部可采煤层。位于铝质泥岩(k2)之上 26.7m 左右，下距 5 煤层 11.5m 左右，井田中部及东北部较大，最大可达 24m。与 3 煤层呈分叉合并关系。本次把 3、4煤层间距小于 0.7m 的 4 煤层合并于 3 煤层参与储量计算，大于 0.7m 的 4 煤层单独计算。图 2-1 岱河井田构造纲要示意图图 2-2 3 煤层岩浆岩体侵蚀范围示意图因此，井田南部可采点较少，北部稍多。二水平及其以下穿过其层位钻孔 143 个，见煤点 61 个，可采点 38 个，占全部钻孔的 26.6，占见煤钻孔的 62.3。煤厚03.34m，平均 0.69m，可采点平均煤层 1.

28、31m，煤层结构较简单，局部结构较复杂，含夹矸 13 层，多为泥岩和炭质泥岩，厚 00.68m，煤层对比较为可靠。煤层受岩浆岩影响较小，7 线以北基本不受影响，南部受岩浆岩影响稍大，侵入特征主要是穿层侵入，侵入面积占可采面积的 13.5。煤层顶板即 3 煤层底板，多为泥岩和炭质泥岩；底板为深灰色砂质泥岩或泥岩，局部为砂岩。含植物化石较丰富。（3）3 煤层井田内主采煤层，对比程度高，可靠性高，位于下石盒子组底部，铝质泥岩之上2540m，一般 33m 左右，下距 4 煤层 09m，平均 3m 左右，与 4 煤层为分叉合并关系。煤层稳定，厚度较大，06.1m；平均 2.83m 左右，煤层结构复杂，有

29、夹矸 14 层，局部 5 层以上；其中，尤以三水平马庄向斜最为明显。二水平及其以下穿过其层位的钻孔 143 个，见煤点 140 个，可采点 118 个，占全部钻孔的 82.5，可采点平均厚2.9m 左右；官庄向斜等地区发育及赋存最好，厚度变化小，厚度一般均小于 2.5m。夹矸单层厚 00.69m，一般 0.10.4m 左右，第一层夹矸为肉红色泥岩，厚度稳定，分布范围广，是本煤层区别于其它煤层的主要标志之一，其余夹矸多为灰白色泥岩、砂质泥岩或黑色炭质泥岩，一般较稳定，局部变化较大。各分层煤以顶分层最为稳定，其它分层与顶分层相比稳定性较差。2.2 煤层瓦斯压力测定及瓦斯压力梯度2.2.1 煤层瓦斯

30、压力测定技术煤层瓦斯压力测定技术我国煤矿大多数是瓦斯矿井，其中高瓦斯和瓦斯突出矿井约占 42%，瓦斯事故是煤矿生产中最严重的自然灾害之一。煤层瓦斯压力是瓦斯涌出和突出的动力，也是煤层瓦斯含量多少的标志。准确测定瓦斯压力对矿井有效而合理地制定防治瓦斯的措施，预测预报煤与瓦斯突出的危险性，具有重要的意义。瓦斯压力测定实施步骤如下：（1）选择测压孔的位置测压孔应尽量垂直于煤层，选择的钻场位置应便于安装钻机，不影响煤矿正常生产。封孔工艺如图 2-3。（2）安装瓦斯管和回浆管瓦斯管为内径 3mm 的高压胶管，用于测定瓦斯压力。瓦斯管的总长度由钻孔长度确定。瓦斯管最前端用纱布包裹，防止煤渣进入瓦斯管。回浆

31、管为 1 吋塑料管。2m 长一节，用接头相连，胶水密封。回浆管末端带有阀门。将瓦斯管和回浆管一起送入钻孔。（3）安装注浆管注浆管为 1 吋铁管，长 1m，带有阀门和高压胶管快速接头，以便和注浆泵相连。将瓦斯管注浆管送入钻孔。图 2-3 注浆封孔测压示意图（4）密封钻孔口为了防止注入的浆液流出钻孔，必须先对钻孔口密封。所需材料为快干水泥。注浆泵；2-连接胶管；3-注浆管；4-压力表；5-回浆管；6-快干水泥； 7-水泥砂浆；8-煤层；9-瓦斯管；10-放水器；11-浆池图3-2 注浆封孔测压封孔示意图（5）注浆配制浆液：425 硅酸盐水泥，加入适量膨胀剂、铝粉、柠檬酸、碳酸锌等。待快干水泥凝固后

32、，用注浆泵把水泥浆通过注浆管注入钻孔，待回浆管有浆液流出后停止注浆，并关闭注浆管上的阀门。（6）初次测流量关闭注浆管，如果瓦斯流量大的话就使用流量计测流量，如果流量小的话就使用瓶子收集瓦斯，根据收集瓦斯的时间计算瓦斯流量。（7）第二次测流量注浆 24h 后用同样的方法再测一次流量，然后安装压力表。（8）瓦斯压力观测定期观测瓦斯压力，直至瓦斯压力稳定为止。2.2.3 煤瓦斯压力测定煤瓦斯压力测定岱河以往的瓦斯压力测定结果如表 2-1（3 煤瓦斯压力）所示。表表 2-1 3 煤瓦斯压力测定煤瓦斯压力测定序号钻 孔 位 置测定时间钻孔深度（m）标高（m）瓦斯绝对压 力(mpa)坐标1二扩回风上山19

33、97.548.2-384.90.34x:6160y:8410z:-418.72二皮带巷下口1997.5.39.5-404.10.40x:6250y:8265z:-43533522 集中巷1997.541.6-330.30.30x:6615y:7815z:-364.3y = -0.0012x - 0.107900.10.20.30.40.5-500-400-300-200标高（m）瓦斯压力（mpa)图 2-4 3 煤瓦斯压力与标高的关系从图 2-4 可知，3 煤瓦斯压力与标高关系为：p = -0.0012h - 0.1079式中：p 为瓦斯压力，mpa；h 为标高，m。3 煤瓦斯压力梯度为 0.

34、0012mpa/m。2.3 3 煤瓦斯参数及突出参数测定2.3.1 瓦斯含量测定瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是计算瓦斯储量与瓦斯涌出量的基础，也是预测煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一，所以准确测定煤层瓦斯含量是很重要的。煤层瓦斯含量的测定方法较多，主要有勘探钻孔煤芯解吸法、工作面钻孔煤屑解吸法、瓦斯含量系数法以及高压吸附法。其中高压吸附法是常用的实验室测定方法之一。其方法是，把从井下采集的新鲜煤样破碎，取 0.20.25mm 煤样 80g，装入测定罐。先在 70c 条件下，抽真空脱气 2 天，然后在 0.10.5mpa 压力与 30c 恒温条件下吸附甲烷，测量吸附或解吸的瓦斯量，并换算成标准状态下

35、每吨可燃物吸附的瓦斯量以及吸附常数 a、b，并绘制 30c 等温吸附线。采集新鲜煤样，先进行工业分析，分析结果见表 2-2。然后进行瓦斯含量测定，表2-3 为 3 煤煤样测定数据表。表表 2-2 煤样工业分析煤样工业分析煤样水分（%）灰分（%）真比重（g/cm3）假比重（g/cm3）3 煤（3217 工作面）0.7712.241.361.31表表 2-3 3 煤瓦斯吸附实验数据煤瓦斯吸附实验数据瓦斯压力（mpa）瓦斯体积（ml/g）吸附常数 a(ml/g)吸附常数 b(mpa-1)0.397.611.4110.412.4011.733.2612.444.0612.764.8512.81a=15

36、.60b=2.63图 2-5 为 3 煤瓦斯等温吸附曲线，从图中可以看出，该吸附曲线符合朗格谬尔方程，即bp1abpv式中：v-吸附量；p-气体压力；a，b-吸附常数根据等温吸附数据可计算出吸附常数 a，b 值，如表 2-3 所示。利用吸附常数 a、b 值、工业分析和煤层瓦斯压力就可计算煤层瓦斯含量。煤层瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯。煤的游离瓦斯含量，按气体状态方程求得00tpvptxy式中：v-单位重量煤的孔隙容积，m3/t；p-瓦斯压力，mpa；t0、p0-标准状况下绝对温度（273k）与压力（0.101325mpa） ；t-瓦斯绝对温度（k） ；-瓦斯压缩系数；xy-煤的游离瓦斯含量，

37、m3（标准状态下）/t（煤） 。024681012140246p（mpa)v（ml/g）图 2-5 3 煤瓦斯等温吸附曲线煤的吸附瓦斯含量，按朗格谬尔方程计算并考虑煤中水份、可燃物百分比、温度影响系数，由此，煤的吸附瓦斯量为100)100()31. 01 (1)1 ()(0wawebpabpxttnx式中：a、b-吸附常数；p-煤层瓦斯压力，mpa；t0-实验室测定煤的吸附常数时的实验温度，；t-煤层温度，；n-系数，按下式计算：；pn07. 0993. 002. 0a、w-煤中的灰分和水分，%；xx-煤的吸附瓦斯含量，m3（标准状态下）/t（煤） 。煤的瓦斯含量，等于游离瓦斯与吸附瓦斯含量之

38、和：x=xx+xy利用以上公式可计算 3 煤瓦斯含量。2.3.2 瓦斯放散初速度瓦斯放散初速度 p 测定测定瓦斯放散初速度p 是预测煤与瓦斯突出危险性的指标之一，该指标反映了含瓦斯煤放散瓦斯快慢的程度。p 值的大小与煤的瓦斯含量、孔隙结构和孔隙表面性质和大小有关。在煤和瓦斯突出的发展过程中，瓦斯的运动和破坏力，在很大程度上取决于含瓦斯煤在破坏时的解吸和放散能力。其测定方法是，取新鲜煤样，粉碎后筛取 0.20.25mm 的煤样 3.5g，装入p 测试仪中，真空脱气 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，并记时，10s 后切断相通，记录瓦斯压力值 p1（mmhg 柱） ，45

39、s 时恢复相通，60s 时切断，记录瓦斯压力 p2（mmhg 柱） ，则瓦斯放散初速度p 为：p=p2p1表 2-4 列出了 3 煤煤样瓦斯放散初速度p 测定结果。表表 2-4 煤样瓦斯放散初速度煤样瓦斯放散初速度p煤层采样地点p33217 工作面5.452.3.3 煤的坚固系数测定煤的坚固系数测定煤的硬度是影响煤与瓦斯突出的重要因素，常用落锤法测定。测定结果如表 2-5所示。表表 2-5 煤的坚固系数煤的坚固系数 f 值测定结果值测定结果煤层采样地点落锤次数 n粉末高度h（mm）f 值3 煤3217 工作面3118.90.5032.3.4 钻屑瓦斯解吸指标钻屑瓦斯解吸指标钻屑瓦斯解吸指标常见

40、形式为 k1值和h2，二者的既有区别，又有联系。其中h2为钻屑解吸 2 分钟时，u 型水柱计的读数。k1为每克煤样在第 1 分钟内解吸的瓦斯体积。大量实验证实：突出危险煤与非突出危险煤的瓦斯解吸特征不同，突出煤具有较大可解吸瓦斯量，具有较快的解吸速度。k1值和h2综合反映出瓦斯压力、可解吸瓦斯量、瓦斯放散能力、破坏程度等，k1值和h2越大，突出危险性越大。k1值用 wtc 瓦斯突出参数仪测定。测定结果如表 2-6 所示。表表 2-6 钻屑瓦斯解吸指标测定结果钻屑瓦斯解吸指标测定结果煤层测定地点k13 煤3217 工作面0.122.3.5 钻屑量指标钻屑量指标钻屑量 s 综合反映地应力、瓦斯和煤

41、质三因素。地应力越大、瓦斯压力越大、煤越软，钻屑量越大，突出危险性也越大。s6kg/m 时为突出危险工作面。测定结果如表 2-7 所示。表表 2-7 钻屑量指标钻屑量指标 s 测定结果测定结果煤层测定地点第一次第二次第三次smaxs(kg/m)s(kg/m)s(kg/m)(kg/m)3 煤3217 工作面1.711.841.691.842.3.6 煤与瓦斯突出危险性分析煤与瓦斯突出危险性分析2.3.6.1 3 煤层突出危险性分析煤层突出危险性分析预测煤层突出危险性指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度p、煤坚固性系数f、煤层瓦斯压力 p 等指标判断。其判断煤层突出危险性的临界值如表 2-8 所示

42、。只有全部指标达到或超过其临界值方可划分突出煤层。表表 2-8 预测煤层突出危险性单项指标临界值预测煤层突出危险性单项指标临界值煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯放散初速度p煤坚固性系数f煤层瓦斯压力p（mpa）突出危险、100.50.74表表 2-9 3 煤煤层突出危险性预测结果煤煤层突出危险性预测结果煤层瓦斯放散初速度p煤坚固性系数f测定的煤层最大瓦斯压力 p（mpa）煤层突出危险性35.450.5030.35无突出危险3 煤单项指标值如表 2-9 所示，无突出危险性。其中 3 煤瓦斯压力低于0.74mpa，煤坚固性系数 f 略大于 0.5，瓦斯放散初速度p 小于 10，均未达到临界指标，因而

43、无突出危险性。2.3.6.2 3217 工作面突出危险性分析工作面突出危险性分析钻屑指标法是预测工作面突出危险性的常用方法。该方法的判定指标如表 2-10 所示。表表 2-10 钻屑法预测工作面突出危险性判定表钻屑法预测工作面突出危险性判定表工作面突出危险性最大钻屑量 smax(kg/m)瓦斯解吸指标 k1突出危险工作面60.5突出威胁工作面 6qi（i2，3，n） （4.7）由第 n+1 层岩层的变形小于第 n 层的变形的特征可知，第 n+1 层以上岩层已不再需要其下部岩层去承担它所承受的任何载荷，则关键层的判别式为q1|n+1q1|n （4.8）式（4.8）中的 q1|n+1、q1|n分别

44、根据式（4.6）计算。由此，计算上覆岩层对第一层岩层的载荷，当计算到 q1|n+1q1|n时，则以 q1|n作为作用于第一层岩层单位面积上的载荷；并确定第一层岩层到第 n 层岩层为一个岩层组合，第一层岩层为关键层。依照此法，计算上覆岩层对第 n+1 层岩层的载荷，确定第 n+1 层岩层到某一岩层为一个岩层组合，第 n+1 层岩层为关键层。由于相邻的岩层组合之间的挠度不同，势必在相邻的岩层组合之间产生离层（见图 4-3） 。在老顶周期断裂过程中，各岩层组合之间不协调的变形也将导致岩层组合之间产生层间离层裂隙。离层是层状岩体在采动影响下各个岩层组合之间不同步挠曲的结果，从变形机制上讲，岩层接触面上

45、的粘结力与岩体的自重及作用在层面上的剪力相比较是很小量的结果。在冒落带岩层冒落前，该模型适用于顶板各层岩层：当冒落带岩层充分冒落后，该模型仍适用于冒落带以上的岩层；该模型同样适用于上覆岩层中没有形成足够大离层的岩移情况。4.2.4 顶板岩层破断岩层裂隙顶板岩层破断岩层裂隙受到采动影响后，岩层的水平变形大于其极限抗拉变形时，将产生垂直层面的裂隙。岩性对于垂直裂隙宽度的影响，可以通过岩层的极限拉伸变形值反映。岩层的裂隙宽度受到岩层本身岩性和厚度、其下部各岩层岩性以及岩层距开采层的距离的影响。为了考虑这种影响，采用各层岩层极限拉伸变形值i以岩层厚度 mi为加权平均的方法进行处理，即 （4.9）iii

46、pmm式中p岩石极限拉伸变形加权平均值；i第 i 层岩层极限拉伸变形值；mi第 i 层岩层厚度；i 的取值范围从开采层顶板第一层岩层到所要计算的岩层。岩层的采动裂隙宽度，主要取决于该岩层距开采层的距离及开采层的厚度以及岩层的极限拉伸变形值。综合考虑这些主要影响因素，开采层的厚度为 m 时，高度为 h处岩层的垂直裂隙的平均宽度 bp可以用下式计算bp0.4242（480m/h2p103） （4.10）编制计算程序，计算出各岩层的垂直裂隙的平均宽度 bp。4.2.5 经验公式经验公式根据经验，裂隙带的最大高度与煤层厚度有如下关系： （4.11）0 . 40 . 51 . 3100mmh式中h顶板裂

47、隙带的最大高度；m煤层厚度。4.2.6 综合分析综合分析根据对岩层组合和关键层的计算与确定，结合对岩层破断裂隙的计算和裂隙带的经验公式，可以确定出裂隙带高度。岱河矿 3 煤顶板岩层组合和关键层的计算的岩层物理力学参数如表 4-1，计算的岩层的载荷、裂隙宽度、关键层的确定和覆岩运动分带情况如表 4-2。表表 4-1 岱河矿岱河矿 3 煤顶板岩性参数表煤顶板岩性参数表序号岩性厚度弹性模量 e（gpa）密度（kg/m3）20页岩1.220.11271019煤0.153.31139018页岩22.520.11271017细砂岩2.443.2265016页岩5.820.11271015细砂岩150.43

48、265014页岩2120.11266013细砂岩3.9543.2265012页岩6.520.11271011中粒砂岩4.650.43266010砂页岩8.829.2126809页岩220.1127108砂页岩6.429.2126807中粒石英砂岩8.350.4326606砂页岩3.929.2126805页岩4.220.1127104煤0.53.3113903灰色页岩120.1127102细粒砂岩2.343.226501页岩11.220.1127100煤3表表 4-2 岱河矿岱河矿 3 煤数值分析结果煤数值分析结果层号层厚（m）岩石名称裂隙宽度（mm/m）岩层组合（载荷值）关键层分带情况201.

49、2页岩5.252.62190.15煤5.310.000841822.5页岩5.3218387.38关键层 4弯曲下沉带172.4细砂岩6.6148.36165.8页岩6.79324.49151细砂岩7.193.591421页岩7.22455.47133.95细砂岩9.60244.89126.5页岩10.23484.47114.6中粒砂岩11.481936.68关键层 3微小断裂带108.8砂页岩12.83436.7692页岩15.7415.7486.4砂页岩16.60762.4978.3中粒石英砂岩20.092929.21关键层 2一般断裂带63.9砂页岩27.64177.8854.2页岩31

50、.82154.7040.5煤40.720.04331灰色页岩42.132.1022.3细粒砂岩45.2555.09关键层 1严重断裂带111.2页岩54.543041.98冒落带03煤开采层* 载荷值是指该岩层组合的关键层的载荷大小，kn/m2。从计算结果可以看出，2、7、11、18 号岩层的载荷值均比其临近岩层大的多，联立岩层裂隙宽度，确定将这四层为关键层；通过对比可以看出，根据岩层的承载和变形特征确定的关键层与模拟试验中岩层控制效果中反映出来的关键层一致，说明在煤层覆岩中确定的关键层是正确的，同时也进一步验证了关键层理论运用在采空区瓦斯抽放中的可行性和可靠性。计算结果表明，沿厚度方向随着与

51、煤层距离增加，采空区冒落覆岩中裂隙的宽度减小，其中，关键层 2（中粒砂岩，距煤层 23m）上下岩层的裂隙宽度减小幅度最大，关键层 3（中砂岩，距煤层 48.5m）以上岩层的裂隙宽度已变得很小，且随着与煤层距离增加，减小幅度变缓；关键层 4 以上岩层裂隙宽度基本稳定；通过以上分析可以看出，关键层 1（细砂岩，距煤层 11.2m）以下岩层为冒落带，关键层 1 与 2 之间的岩层为严重断裂带，关键层 2 和 3 之间的岩层为一般断裂带，关键层3 和 4 之间的岩层为微小裂隙带。冒落带和严重断裂带裂隙宽度大，是瓦斯的主要集聚空间，因此瓦斯抽放钻孔的终孔位置应在此区域。4.3 小结利用关键层理论对岱河矿

52、 3 煤采空区顶板覆岩在回采过程中的裂隙、离层、冒落情况进行了分析研究。其结果与模拟试验一致。通过岩层的承载和变形特征确定了以下 4 个关键层：关键层 1（细砂岩，距煤层11.2m） 、关键层 2（中粒砂岩，距煤层 23m） 、关键层 3（中砂岩，距煤层 48.5m） 、关键层 4（页岩，距煤层 93.7m） ； 确定了覆岩运动分带情况，关键层 1（细砂岩，距煤层 11.2m）以下岩层为冒落带，关键层 1 与 2 之间的岩层为严重断裂带，关键层 2 和 3 之间的岩层为一般断裂带，关键层 3 和 4 之间的岩层为微小裂隙带。 冒落带和严重断裂带裂隙宽度大，是瓦斯的主要集聚空间。但冒落带随着工作

53、面回采将垮落，因此瓦斯抽放钻孔的终孔位置应在严重断裂带（距煤层 1123m）范围内。5 工作面覆岩冒落规律的实测研究工作面覆岩冒落规律的实测研究高位钻孔抽放的关键是选择最佳的布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距，将抽放钻孔布置在工作面上隅角顶板上部的裂隙带内，才能获得最佳抽放效果。为了提高高位钻孔瓦斯抽放效果，最根本的办法是研究采空区顶板冒落规律，根据研究采空区顶板生成裂隙、冒落情况对抽放工艺优化设计，从而提高抽放效果，治理瓦斯。前面借助相似模拟实验的方法研究了岱河煤矿采空区顶板冒落规律，分析了工作面推进过程中采空区顶板产生裂隙、断裂、冒落和离层情况及其变化规律，初步得出了关键层的垮落规律以及其对

54、顶板垮落形态的影响情况。对采空区顶板冒落规律的研究，本项目除了采用相似模拟实验的方法以外；现场观测了工作面矿压显现特征，总结了老顶破断规律，为顶板管理提供依据，以减少工作面顶板事故，从而为确定钻孔的最佳布孔层位和钻孔与回风巷之间的平距提供科学依据。5.1 工作面覆岩破坏与矿压规律观测方案5.1.1 观测目的观测目的掌握工作面覆岩破坏与工作面推进的时空关系，确定顶板的垮落形态与周期垮落步距，特别是关键层的垮落规律及其对顶板垮落形态的影响。掌握工作面的矿压规律、矿压显现特征、支架承载特性、支架与围岩体系的稳定性。分析采动影响下回采巷道围岩变形与支护阻力变化规律，掌握工作面支承压力的影响范围和极限平

55、衡区的宽度。5.1.2 观测内容与方法观测内容与方法一、工作面支柱支护阻力观测一、工作面支柱支护阻力观测沿工作面布置 5 条测线，其中工作面两端部各 1 条测线，中部 3 条测线。每条测线上在主梁的前中后三立柱上各安装一块压力自记仪，并编号，且始终保证三立柱上压力表前中后的顺序。观测如下内容：（1）工作面支柱支护阻力，包括循环初阻力和循环末阻力；（2）工作面面长方向的压力分布； （3）工作面宏观矿压显现（片帮、冒顶等） 。工作面测站布置如图 5-1 所示：第一测线第二测线第三测线第四测线第五测线40m20m30m7m溜子道材料道工作面第一测站第二测站第一测站第二测站38m38m30m7m40m

56、20m图 5-1 工作面及巷道矿压测站布置示意图二、巷道围岩变形量和锚杆支护阻力观测二、巷道围岩变形量和锚杆支护阻力观测在材料道和运输道距工作面前方 40m 和 60m 处各布置一个测站，观测巷道锚杆支护阻力大小和巷道围岩变形量。在回采巷道围岩变形的每个观测站的顶底板和两帮中间安装基点，基点采用 50cm 长的钢杆并将其锤入岩体内部，保证基点不松动，如图5-2 所示。每个测站在巷道的顶板和两帮中间各选临近的两根锚杆观测其支护阻力，并按顺序编号锚杆 1、2、6，如图 5-3 所示。 图 5-2 回采巷道围岩变形测点布置示意图图 5-3 回采巷道锚杆支护阻力测点布置示意图工作面支柱工作阻力在圆图压

57、力自记仪或测力计量测，顺槽锚杆支护阻力采用液压枕量测。5.1.3 观测时段观测时段工作面观测时间考虑观测到 56 个老顶周期来压的时间段。由技术科派一人专门负责工作面的矿压观测。由采煤队的技术员或有责任心的工人负责每日工作面圆图压力自记仪的换纸，换纸前在记录纸上写好测线、立柱编号、换纸时间，并按实际换纸时间将圆图记录纸安装好。矿压观测负责人统计好巷道测站至煤壁的实际初始距离，并统计好工作面每班的推进度。5.2.4 观测仪器观测仪器（1）液压枕，24 块；（2）单体支柱工作阻力自动记录仪，dzj-4 型，15 台 或测力计；（3）位移测杆或钢圈尺。工作面观测记录表如 5.3-5.5。表表 5-3

58、 工作面支护阻力观测记录表工作面支护阻力观测记录表时间（具体到钟点）： 班次： 班进尺： 观测人：第 1 排（测长梁头）第 2 排（测长梁头）第 3 排（测长梁头）第 4 排（测长梁头）测线循环初工作阻力（刚窜好梁时测）补撑力（班中补液后测）工作阻力（班中稳定状态测）循环末工作阻力（刚抵好柱子测）循环初工作阻力（刚窜好梁时测）补撑力（班中补液后测）工作阻力（班中稳定状态测）循环末工作阻力（刚抵好柱子测）循环初工作阻力（刚窜好梁时测）补撑力（班中补液后测）工作阻力（班中稳定状态测）循环末工作阻力（刚抵好柱子测）循环初工作阻力（刚窜好梁时测）补撑力（班中补液后测）工作阻力（班中稳定状态测）循环末工

59、作阻力（刚抵好柱子测）一二三四五备 注（片帮、来压、冒顶或其它特殊宏观矿压显现现象）表表 5-4 回采巷道支护阻力观测记录表回采巷道支护阻力观测记录表时间（具体到钟点）： 班次： 观测人：材料道锚杆支护阻力运输道锚杆支护阻力测 站至煤壁距离(m)锚杆1锚杆2锚杆3锚杆4锚杆5锚杆6至煤壁距离(m)锚杆1支柱2锚杆3锚杆4锚杆5锚杆6一二备 注表表 5-5 回采巷道变形观测记录表回采巷道变形观测记录表时间（具体到钟点）： 班次： 观测人：材料道变形运输道变形测 站至煤壁距离（m）顶底板距离（mm）两帮距离（mm）至煤壁距离（m）顶底板距离（mm）两帮距离（mm）一二备 注5.2 工作面顶板冒落规

60、律采空区顶板的周期性破断使得工作面支柱的载荷也出现周期性的变化。通过对2005.11.13-2005.12.11 期间工作面观测到的支柱支护阻力数据的整理，得出了工作面 5条测线支柱工作阻力与工作面推进距离之间的关系，如图 5-4图 5-8 所示。050100150200250300350400010203040506070工作面推进距离/m工作阻力/kn图 5-4 支柱工作阻力与工作面推进距离关系曲线（测线一）050100150200250300350400010203040506070工作面推进距离/m工作阻力/kn图 5-5 支柱工作阻力与工作面推进距离关系曲线（测线二）05010015