金鑫矿瓦斯抽放设计

1、金鑫矿瓦斯抽放设计摘要：金鑫矿金鑫煤矿位于登封市送表乡安庄村，行政区划隶属登封市送表乡管辖，矿区东北距登封市约25km。主要可采煤层为赋存于山西组下部的二1煤层，矿井绝对瓦斯涌出量为16.1 m3/min，相对瓦斯涌出量为25.47 m3/t。本文从介绍整个矿区概况着手，进而分析二1煤层瓦斯储量和瓦斯涌出量，并对瓦斯抽放的可行性和必要性进行论证。结合金鑫矿的地质条件和采煤方法，对金鑫矿进行掘进工作面穿层钻孔抽放和顺层钻孔抽放，回采工作面顺层平行抽放和采空区高位钻孔和埋管抽放，并设计钻孔布置。之后结合矿区工业广场具体情况进行地面泵站和瓦斯抽放管路设计，进行管径计算、管网阻力计算、管路敷设，采用水

2、环式真空泵作为瓦斯抽放泵，选取2BEC42型水环真空泵。与之匹配的瓦斯抽放泵及附属设施。而后制定预抽放施工有关的安全技术措施和抽放瓦斯管理。关键词：二1煤层；瓦斯抽放；设计Gas Drainage Design of JinXin Coal MineAbstract: mine coal mine is located in dengfeng city jinxin jinxin send table AnZhuang village township, administrative division of dengfeng city belongs to table jurisdiction

3、, the mining area is about 25 km northeast dengfeng city. Main CaiMeiCeng can occur in shanxi group for the bottom of the two 1 coal seam, absolutely mine gas emission is 16.1 m3/min, relative gas emission is 25.47 m3/t. This paper introduces the overall situation to mining area, and then analyzes t

4、he coal seam gas reserves and 1 gas emission, and gas drainage of the feasibility and necessity of the argument. Combined with the geological conditions and jinxin ore mining method, the xinhui ten ore heading face wear drainage layer and layer drilling borehole drainage, mining face along the layer

5、 parallel drainage and goaf drilling and buried tube high drainage, and design the drill hole layout. After considering the mining industry specific situation square ground pump station and gas drainage pipeline design, calculation, pipe diameter resistance calculation, pipe laying, use water ring t

6、ype vacuum pump as gas drainage pumps, select 2 BEC42 type water ring vacuum pumps. Matching gas drainage pump and affiliated facilities. And then make the drainage construction about safety technical measures and drainage gas management.Keywords:Coal seam No.2; Gas drainage; design目 录1引言11.1选题的目的和意

7、义11.2国内外研究综述11.3毕业设计所用的方法12 矿井概况22.1交通位置及矿井范围22.2 自然概况22.3 地质概况32.3.1 矿井地层32.3.2 地质构造52.4 煤层赋存与煤质62.4.1 煤层赋存62.4.2 煤质特征62.5 矿井开拓与开采72.6 矿井通风与瓦斯73 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性93.1 金鑫矿瓦斯基础参数93.1.1瓦斯含量测定93.1.2 煤层瓦斯压力间接测定103.1.3 瓦斯压力直接测定113.1.4 煤的瓦斯吸附常数测定113.1.5 煤的坚固性系数及瓦斯放散初速度的测定123.2 邻近矿井瓦斯基础参数133.2.1 新丰二矿和新丰矿133.2

8、.2 阳城二矿143.3 矿井瓦斯储量163.4 矿井瓦斯可抽量163.5 矿井瓦斯涌出量预测173.5.1 矿井瓦斯涌出构成关系173.5.2 回采工作面的瓦斯涌出量183.5.3 掘进工作面的瓦斯涌出量193.5.4 生产采区瓦斯涌出量预测213.5.5 矿井瓦斯涌出量预测223.6 瓦斯抽放的必要性233.7 瓦斯抽放的可行性244 瓦斯抽采方法254.1 抽采方法选择254.1.1 抽采方法选择依据254.1.2 抽放方法选择254.2 掘进工作面抽放方法264.2.1 底板巷水力冲孔卸压增透预抽煤层瓦斯264.2.2 顺层长钻孔掩护煤巷掘进区域防突措施274.3 回采工作面抽放方法2

9、94.4 采空区抽放方法314.4.1 采空区高位抽放314.4.2 采空区埋管抽放314.5 抽放钻孔的密封324.5.1 封孔深度324.5.2 封孔材料324.5.3 封孔工艺325 抽放管路系统选型设计345.1 抽放管路系统路线345.2 抽采规模预计345.3 抽放管路选型计算345.4 管网阻力计算355.5 管路连接与敷设要求375.6 钻孔与抽放管路连接385.7 抽放管路附属装置396 地面抽放泵选型及泵站布置426.1 抽放泵的选型426.1.1 抽放泵的类型确定426.1.2 抽放泵的容量计算426.1.3 抽放泵选型436.2 瓦斯抽放泵站的布置436.3 瓦斯抽放泵

10、站供电456.4 瓦斯抽放泵给排水456.5 防雷设施456.6 瓦斯抽放泵站照明466.7 瓦斯抽放泵站通讯466.8 抽放系统实时监测466.9 泵房采暖与通风467 瓦斯抽放工程技术经济指标477.1 劳动定员477.2 投资概算478 瓦斯抽放组织管理及主要安全技术措施508.1 组织管理508.2 瓦斯抽放组织机构管理508.3 瓦斯抽放钻场管理508.4 采空区抽放管道的拆装518.5 瓦斯抽放管路管理528.6 主要安全技术措施528.7 钻机操作规程538.8 瓦斯抽放泵司机作业操作规程538.9 瓦斯抽放报表管理55致 谢57设计参考文献581引言1.1选题的目的和意义本设计

11、是以金鑫矿瓦斯地质勘探报告、矿井初步设计说明书、瓦斯抽放系统图等资料为依据进行矿井瓦斯抽放系统设计的。通过这次对矿井瓦斯抽放系统（论文）和设计的撰写，能更好的培养学生搜集、整理、运用科技资料和积累生产经验的能力，进一步培养学生撰写技术文件和绘制工程图件的基本技能培养和锻炼，能更好地、独立地、创造性地进行工作的能力。同时随着向井田深部开采的进行，煤层中瓦斯含量势必升高。日益凸出的瓦斯问题不仅制约该矿的正常生产还严重威胁矿井工作人员的生命安全。因此必须采用瓦斯抽放的方法在煤层开采前将瓦斯含量降到不存在突出危险的水平。另一方面，瓦斯又是一种优质资源，对煤矿瓦斯进行合理的抽放并加以利用，可以给煤矿带来

12、可观的经济效益。1.2国内外研究综述对于煤与瓦斯突出煤层，国内外广泛采用的瓦斯抽放方法有：开采层抽放方法，邻近层抽放方法，采空区抽放方法，保护层抽放方法。到目前为止世界上各主要采煤国家都开展了瓦斯抽放工作，世界煤矿瓦斯抽放量基本上是呈线性增加，由于瓦斯抽放技术和设备性能的提高和煤炭的产量增加以及矿井向深部延伸，国外的有些国家达到较高的抽放率，有些国家达到了较高的相对瓦斯量。我国煤矿总体瓦斯抽放效果不佳, 具体表现为瓦斯抽放率低。导致我国煤矿瓦斯抽放率低的原因:我国95%以上的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属于低透气性煤层,瓦斯抽放特别是预抽难度非常大；抽放时间短、钻孔工程量不足、封孔质量差、抽放

13、系统不匹配和管理不到位。1.3毕业设计所用的方法 本设计是在收集金鑫矿原始资料的基础上，通过严格的理论计算确定煤层瓦斯基本参数矿井瓦斯储量。然后参考抽放工作进行比较成功矿井的管理模式，结合本矿实际尽可能采用技术先进、可靠性高、维修简单的瓦斯抽放泵和相应的机电设备、监控设备；抽放系统设计采用比较法（技术、经济比较法）进行论证。地面泵站的选址需充分考虑环保（废水、噪声和对空排放瓦斯不应超过工业卫生规定的标准，否则应有治理措施）和安全的因素。并对整个设计阐述个人的见解。2 矿井概况2.1交通位置及矿井范围金鑫煤矿位于登封市送表乡安庄村，行政区划隶属登封市送表乡管辖。地理坐标为：东经112°

14、5511112°5614，北纬34°192534°1950。井田走向长约0.381.39km，倾斜宽约0.2170.74km，矿井开采标高从+420-210m，面积0.6141km2，以下14个拐点圈定，见表2-1所示。表2-1 井田拐点坐标Table 2-1 field inflection point coordinates点号X坐标Y坐标1380043838401819238006033840181933800600384022004380081738402203538008953840182063800714384018197380088538400944

15、838004933840083593800429384008341038004293840078211380017438400718123800148384008531338002503840126214380038538401606矿区东北距登封市约25km，西南距汝州市及焦枝铁路汝州站30km，207国道从矿区南部通过，北距阜（阳）登（封）铁路2km，矿区有简易公路与其相通，交通便利。交通位置示意图详见图2-1。2.2 自然概况本区为低山丘陵地形，区内最高海拔标高为632m，最低海拔标高为435m，相对高差为197m，区内总体地势呈中部高，向南、东变低，地面坡度大，冲沟发育，有利于大气降水

16、的迳流与排泄。本区属大陆性半干旱型季风气候。夏、秋两季炎热多雨，东春两季寒冷干燥。年降雨量416.501102.90mm，一般614.6765.7mm；降雨多集中在79月份，约占全年降雨量的50%。年平均气温14.6，七月份最热，历年最高气温高达44.6；元月份最冷，历年最低气温达-18.2。最大冻土深度20cm。春、夏、秋三季以东北风、东风为主，冬季以西北风为主，最大风速20m/s。根据河南省地震局资料，本区地震烈度属度。图2-1 金鑫煤矿交通位置示意图Figure2-1 coal transportation jinxin position schemes2.3 地质概况2.3.1 矿井地

17、层本区区域地层区划属华北地层区嵩箕小区，区域上主要发育地层为寒武系、奥陶系中下统、石炭系中上统、二叠系，三叠系，第三系和第四系，其中石炭系和二叠系为主要含煤层。该区位于华北陆块南部，嵩箕隆起嵩山背斜和箕山背斜之间的颍阳芦店向斜南翼。区域构造形态为一轴向近东西北东的向斜构造（颍阳芦店向斜），断裂构造较发育，以正断层为主，主要有东西向、北西向、北东向三组。区域矿产以煤为主，主要可采煤层为赋存于山西组下部的二1煤层，为层位稳定，全区普遍可采的中厚厚煤层；下石盒子组五3煤层为大部分可采煤层。本区为低山丘陵地形，基岩大面积出露。根据地表露头、矿井工程和钻孔揭露，地层由老至新有：寒武系上统固山组（2g）、

18、石炭中统本溪组（C2b）、石炭系上统太原组（C3t）、二叠下统山西组（P1Sh）、下石盒子组（P1x）、上二叠统上石盒子组（P2s）和石千峰组（P2sh）、第四系(Q)；现由老至新分述如下：（一）寒武上统崮山组（2g）主要为灰、灰黄色白云岩，局部夹泥质条带及燧石结核，厚度范围为109213m，平均厚度为145.62m，产三叶虫化石。与下伏地层整合接触。（二）石炭中统本溪组（C2b）以浅灰色铝质泥岩为主，具有鲕状及豆状结构，含黄铁矿结核及团块，局部呈层状。本组厚2.7410.94m，平均6.84m。本溪组与下伏寒武系上统崮山组为假整合接触。（三）上石炭统太原组（C3t）：由深灰色石灰岩、黑色泥岩

19、、砂质泥岩、砂岩和煤层组成，厚度43.50m。依其岩性组合特征可分为三个岩性段。下部灰岩段：自太原组底至L4灰岩顶，由石灰岩（L1L4）、煤层（一1、一2、一3、一4）及泥岩砂质泥岩组成。石灰岩中含大量动物化石及其碎片，裂隙发育，多被方解石脉充填，其中L1石灰岩厚度大且稳定，是一主要标志层。煤层仅一3煤偶见可采点，其余均不可采。本段厚12.70m。中部砂泥岩段:自L4石灰岩顶至L7灰岩底,以碎屑岩为主，由深灰色、灰黑色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩组成，夹不稳定煤层（一5、一6），均不可采。本段地层厚19.50m。上部灰岩段：自L7灰岩底至太原组灰岩顶，以深灰灰色石灰岩、黑色泥岩、砂质泥岩组成，夹砂

20、岩薄层。发育石灰岩二层（L7、L8），其中L7石灰岩全区发育，厚度稳定，为本区主要标志层。本段厚度为11.30m。据太原组岩性组合、沉积特征及生物组合规律，认为本组为碎屑碳酸盐岩滨岸体系，沉积时为动力较弱、温暖，清澈的浅水环境，中部的泥岩段为潮坪、泻湖海湾、障壁砂坝相沉积，湖石砂成分单一，成熟度高，为沙坪、潮道潮沟亚相沉积其顶部的黑色致密泥岩则为泻湖海湾相沉积。（四）二叠统山西组（P1Sh）由灰色、深灰色泥岩砂质泥岩、粉砂岩、中粒砂岩及煤层组成。其中赋存于山西组下部的二1煤层全区发育，为本区主要可采煤层。本组厚72.50m。依据其岩性组合特征可分为上、中、下三段。（五）下石盒子组（P1x）本组

21、以四煤底板砂岩为界分为上、下两段。（1）下段：自砂锅窑砂岩底到四煤底板砂岩底，厚69.80m。主要由灰色、浅灰色泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩和灰绿色砂岩组成，其底部为灰绿色、灰白色中细粒长石石英砂岩（砂锅窑砂岩），含泥质包体和暗色矿物，俗称砂锅窑砂岩，其层位稳定，特征明显，是下石盒子组与山西组分界标志。下部为浅灰色、紫灰色铝土质泥岩（A层铝土），鲕状结构。中上部为灰色泥岩、砂质泥岩及砂岩。（2）上段：自四煤底板砂岩底至田家沟砂岩底，厚度为221.06m。岩性以灰白色中细粒砂岩、浅灰色、灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹薄煤5层（四3、五2、五3、六1、六2），其中四3、五3煤层为局部可采。本段底部为浅灰

22、色中粒砂岩（四煤底板砂岩），局部为含细粒砂岩。下石盒子组与下伏山西组为整合接触。（六）上石盒子组（P2s）自田家沟砂岩底至平顶山砂岩底，厚度为131.42m，主要由砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。底部为浅灰、灰白色中粗粒砂岩（田家沟砂岩），为一主要标志层。中部夹薄三层（七1、七2、七3），其中七2煤层偶见可采点，其它煤层均不可采。下石盒子组与下伏下盒子组呈整合接触。（七）石千峰组（P2sh）本组在区内发育不全，仅保留第一、二段地层，保留最大厚度为130m。（八）第四系（Q）主要以黄土夹砾石层为主，顶部为耕植土。厚015.00m。与下伏各时代地层均为角度不整合接触。2.3.2 地质构造本矿位于箕山背斜

23、北翼中段，矿区总体构造为一走向90º110º，倾向0º20º，倾角32º39º的单斜构造。本区及周邻共发育3条断层（新F1、郭F14、郭F14-1）。根据郭沟井田构造特征，本区构造复杂程度属中等构造。（一）郭F14位于区外北部，区域延伸长度1.5，正断层。走向80º95º，倾向350º5º，倾角70º左右。断层落差50m。该断层由地表露及区外7403、7603钻孔控制，断层已查明。（二）郭F14-1位于矿区北部，其东北部与郭F1相交，延伸长度约为1，正断层。断层走向70º左右

24、，倾向160º左右，倾角70º左右。断层落差080m。该断层由7405钻孔控制，断层已查明。（三）新F1位于区外东南部，区域延伸长度大于3，逆断层。断层走向50º80º，倾向70º左右。断层落差约100m。该断层由区外7401、7501、7604、7704钻孔和地表露头控制，断层已查明。2.4 煤层赋存与煤质2.4.1 煤层赋存（一）含煤性本区含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组，含煤地层总厚度538.28m，共计含煤16层，煤层总厚7.36m，含煤系数为1.37%。其中赋存于山西组下部的二1煤层和下石盒子组上的五3煤层为主

25、要可采煤层，可采煤层总厚4.01m，可采含煤系数0.74%。各煤层发育情况见表2-2。表2-2 煤层发育情况一览表 Table 2-2 development situation of coal seam list地层单位煤组含煤层数煤层编号可采煤层名称厚度（m）编号厚度（m）上石盒子组八煤组50.800七煤组80.623七1、七2、七3下石盒子组六煤组86.292六1、六2五煤组68.272五2、五3五3四煤组66.501四3三煤组69.800山西组二煤组72.502二1、二2二1太原组一煤组43.506一1、一2、一3、一4、一5、一6、（二）可采煤层二1煤层：赋存于山西组下部，煤层埋深5

26、0840m，煤层底板标高为+442m-205m。下距L7灰岩10m左右，距O2m石灰岩约60.00m，上距砂锅窑砂岩65.00m左右。煤厚0.865.93m，平均3.16m，煤层结构简单，一般不含夹矸，煤层稳定程度属较稳定煤层。煤层顶板为灰黑色泥岩，老顶为深灰色中细粒砂岩（大占砂岩），底板为灰黑色砂质泥岩，局部为粉砂岩、细粒砂岩。2.4.2 煤质特征（一）煤的物理性质二1煤层颜色为黑色,粉状，间夹块状、粒状煤，粉状煤的原生结构、构造不清，块状煤具有似金属光泽，据测定二1煤视密度1.38t/m3。（二）煤的化学性质二1煤原煤水份（Mad）平均为0.62%0.87%，平均为0.77%，为低水分煤；

27、原煤灰份(Ad)为11.8416.03%，平均为14.11%，为低中灰煤。原煤干燥无灰基挥发分（Vdaf）为13.24%；原煤全硫含量(St,d)为0.26%0.62%，平均为0.40%，属特低硫煤。二1煤浮煤有机元素组成以碳元素（Cdaf）为主，占91.45%；次为氢元素（Hdaf），为4.15%；氮元素（Ndaf）含量为0.92%；氧加硫之和为3.48%。二1煤层原煤干燥基恒熔高位发热量（Qgr,v,d）为31.39MJ/kg，属中高发热量煤。据测定二1煤层原煤磷含量（Pd）为0.006%，为特低磷煤。（三）煤类由前述可知，二1煤浮煤挥发份（Vdaf）为13.24%，煤中氢元素含量（Hda

28、f）为4.15%，依据中国煤炭分类国家标准，本区二1煤应为贫煤。矿区内二1煤为低中灰、特低硫、特低磷、中高发热量之贫煤。因此，可做为动力用煤和火力发电用煤，也是良好的民用燃料。2.5 矿井开拓与开采矿井采用立井开拓，依据井田二1煤赋存条件，全矿井划分上山采区和下山采区，采用三立井单水平上下山开拓全井田。主井落底于+233m水平二1煤层中，沿-13°向西开掘主运输下山与11采区运输上山贯通，副井落底于+262m水平煤层中，以主运输下山为界将井田划分为上、下两个采区，主运输下山以浅区域为11采区，采用上山开采；主运输下山以深区域为12采区。回采工作面采用后退式，采用走向长壁炮采工艺回采，

29、全部陷落法管理顶板。目前，12采区有三条下山，其中的轨道下山的上部沿煤层底板布置，开拓到大约标高+8m左右的下部车场的采区泵房，距煤层法距离大约14m左右。12采区车场泵房一部分在煤层顶板，另一部分在煤层地板，最大法线距离810m。另外，井下布置有12081采煤工作面，12071备用采煤工作面和12101工作面。这些工作面的上下顺槽已经掘进完毕，其下顺槽是理想的瓦斯含量测定地点，作为煤层瓦斯突出危险预测的依据。2.6 矿井通风与瓦斯矿井采用中央分列式通风系统，即主、副井进风，风井回风。通风方法为抽出式。11采区通风系统为：新鲜风流主、副井井筒副井井底车场主轨道下山运输联巷主运输下山11采区运输

30、上山工作面运输顺槽采煤工作面。乏风自采煤工作面11采区轨道上山回风巷风井风硐地面。矿井投产时形成一个采区，一个采煤及一个备用炮采回采工作面，两个掘进工作面。有采区绞车房、采区变电所、泵房等硐室需要独立通风。掘进工作面采用局部通风机压入式通风，局部通风机为FBD-6.0（2×15kW）、FBD-5.6（2×11kW）型局部通风机。11采区运输上山进风，11采区轨道上山回风。回采工作面采用全负压通风，由运输顺槽进风，轨道顺槽回风，工作面通风系统为“U”型，采用上行通风方式。采区绞车房、11采区泵房水仓采用调节风门供风。根据扩界地质报告及邻矿实际开采揭露，本区二1煤层底板标高+6

31、0m水平以上浅部属于低瓦斯矿井，在+60m水平以下深部瓦斯含量相对较高，应按高瓦斯矿井管理。在埋深510.97642.39m范围内，CH4含量为7.5112.93m3/t。本区煤层瓦斯存在不均衡性，特别是在新F1、郭F14断层附近有可能形成瓦斯相对聚集区。根据河南省煤炭工业管理局，河南理工大学编著的河南省瓦斯地质规律研究及煤矿瓦斯地质图，登封地区属于豫西强变形三软煤层高突瓦斯带，为煤与瓦斯突出矿区。据矿方提供资料，邻近同采二1煤层的阳城二矿发生过瓦斯动力现象，但资料不祥。3 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性3.1 金鑫矿瓦斯基础参数3.1.1瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是单位体积或重量的煤体中所含的瓦

32、斯量，常用m3/t或ml/g作为计量单位。煤层瓦斯含量是煤层瓦斯的主要参数。生产矿井煤层瓦斯含量普遍采用间接法或直接法测定。直接法测定煤层瓦斯含量即利用煤层钻孔采集原始煤体煤芯，用解吸法直接测定煤层瓦斯解吸量。直接法测定煤层瓦斯含量的原理是：用解吸法直接测定煤样的瓦斯解吸量，根据煤样瓦斯解吸量及解吸规律0，推算煤样从采集开始至装罐解吸测定前的损失量，再利用解吸测定后煤样中残存瓦斯量计算煤层瓦斯含量。河南理工大学按照煤层瓦斯含量井下直接测定方法（AQ1066-2008）和煤层瓦斯含量井下直接测定方法（GB/T 23250-2009）的要求，在12081和12071下顺槽等等位置测定了17组煤层瓦

33、斯含量，瓦斯含量测点布置见图3-1。其中，在12081下顺槽和12071上顺槽测定的6个钻孔是报告编制单位前期在金鑫煤矿测定的数据。设计测定钻孔深度3035m，一般钻孔深度达到30m以上。在施工钻孔过程中，在孔深15m、20m、25m、30m和35m处取样，测定30min以内的瓦斯解吸量，把解吸量最大的煤样送实验室测定煤层残余瓦斯含量，最终测定出煤层瓦斯含量。测试结果见表3-1。表3-1 金鑫煤矿煤层瓦斯含量测定结果Table 3-1 coal seam gas jinxin content determination results钻孔开孔位置标高（m）瓦斯含量（m³/t）瓦斯压力

34、（MPa）W112071下顺槽距切眼40m处+214.09 0.30W212071下顺距开切眼120m处+214.40 0.38W312071下顺距离开切眼220m+212.89 0.24W412071下顺距离开切眼320m+214.37 0.34W512071下顺距开口切眼400m处+217.08 0.70W612071下顺槽距离开口处50m+432.43 0.19W712071下顺槽距离开口处160m+292.66 0.21W812071下顺槽距离开口处270m+212.33 0.18W912071下顺槽距离开口处320m+172.69 0.21W1012071下顺槽距离开口处440m+2

35、22.55 0.20W1112071下顺槽距离开口处490m+332.43 0.19W1212071工作面上付巷距开口104m上帮+972.89 0.26W1312071工作面上付巷向里234m上帮+973.33 0.27W1412081工作面下付巷距切眼20m上帮+944.30 0.38W1512081工作面下付巷距切眼120m上帮+942.54 0.19W1612081工作面下付巷距切眼220m上帮+942.28 0.20W1712081工作面下付巷距切眼380m上帮+942.33 0.18另外，郑州煤炭工业集团瓦斯地质研究所于2011年元月在12071下顺槽测定了4个煤层瓦斯含量，钻孔深

36、度为1638m，瓦斯含量4.105.64m3/t，平均值为4.96m3/t。这些数据与本次测定的数据分布范围，大致相当，具有很好的一致性，说明测定的数据是真实可信的。3.1.2 煤层瓦斯压力间接测定直接法测试煤层瓦斯压力受诸多因素的影响，不易获得真实的值，为了尽可能多的获得瓦斯压力资料，可以依据井下实测的瓦斯含量，用间接法反算得到瓦斯压力。间接法是井下确定煤层瓦斯含量的重要方法，在已知煤层瓦斯压力、煤的瓦斯吸附常数时，由公式（3-1）计算煤层瓦斯含量： （3-1） 式中：X纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量，m3/t.r；X0原煤瓦斯含量，m3/t；P煤层瓦斯压力，MPa；a吸附常数，煤的极限吸附量

37、，m3/t；b吸附常数，MPa-1；ts试验室作吸附试验的温度，ts30；t井下煤体温度，；Mad煤中水分含量，%；Af煤中灰分含量，%；n系数，按下式确定： (3-2)K煤的孔隙容积，m3/t；k甲烷的压缩系数，k =1.05。在采用式3-1计算煤层瓦斯压力时需要注意以下几点： 因混合气体的压力是组成混合气体的各种单一气体的压力之和，故在采用间接法计算煤层瓦斯压力时要考虑氮气、二氧化碳、一氧化碳气体等产生的压力； 在气体自然组份中，CH4是分子量最小的气体，在自然组份中与其它气体相比，同等吸附气体体积的气体CH4产生的压力小于氮气； 由表2-1可以看得出，气体自然组份中CH4和N2为主要组份

38、（两者之和占全部气体成分多数大于90%），在进行煤层瓦斯压力计算时，可以用CH4产生的压力来代替氮气、二氧化碳、一氧化碳等产生的压力，这样计算出的结果会微小于实际的压力，但对结果不会产生影响。将实测瓦斯含量、气体组份数据和表3-1中的有关数据代入朗格缪尔公式进行计算，得到实测瓦斯含量反演的压力结果如表3-1所示。按瓦斯含量反推瓦斯压力的煤层瓦斯压力的值域为0.180.70MPa，平均为0.27MPa。3.1.3 瓦斯压力直接测定直接测定煤层瓦斯压力的方法为从岩层巷道或煤层巷道中向预定测量瓦斯压力的地点用钻机打一钻孔，然后从钻孔中引出一个管子及测压装置，再将钻孔严密封闭堵塞，用压力表和引出的管子

39、或测压装置相连，从而测出煤层中的瓦斯压力。如果在测定中能保证钻孔封闭得严密不漏气，则压力表显示的数值即为测点及其附近的实际瓦斯压力。严格执行AQ1047-2007（煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法）的有关规定测定煤层瓦斯压力。在矿井的不同标高采用聚胺脂和水泥砂浆封孔方法测定了二1煤层的瓦斯压力，其表压力值为0.10.70MPa，测压孔的参数见表3-2。表3-2 二1煤层瓦斯压力测定Table 3-2 2 1 coal seam gas pressure measurement钻孔编号位置倾角（°）标高（m）终孔深度（m）封孔深度（m）瓦斯压力(表压)（MPa）P1轨道下山正头一号测

40、压孔67-2017.015.00.30P2轨道下山正头二号测压孔67-2031.020.00.70P3七平巷风门外2m处54+815.013.00.15P4七平巷风门外22m处30+819.514.00.10P5六平巷风门外2m处60+5028.022.00.153.1.4 煤的瓦斯吸附常数测定煤的甲烷吸附常数的测定是在等温吸附仪上进行的，该实验采用压力法进行测定。实验时煤样经过粉碎后，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，部分气体被吸附，部分气体仍以游离态处于死体积中，已知充入

41、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，从而求得吸附常数a、b值。在井下的合适位置测定了煤样吸附常数a、b值和煤样的视密度及孔隙率，测定结果如表3-3。表3-3 煤样吸附常数a、b值的测定结果Table 3-3 coal samples adsorption constants of a and b value of analytical results采样地点a值b值视密度(g/cm3)孔隙率(%)60m石门揭煤点32.8950.6771.453.9760m六联巷，溜煤巷开口里18.5m（1号压力测定孔）31

42、.7400.6171.443.363.1.5 煤的坚固性系数及瓦斯放散初速度的测定煤的坚固性系数是表示煤体抵抗外力破坏能力的一个综合指标，主要由煤的物理力学性质决定。它反映的是单位质量的煤被破坏所消耗能量的大小，即煤体是否容易被破坏而发生突出。鉴定工作实施期间，在煤矿井下的采掘地点采集煤样，采样时如果是新暴露的煤层直接采样，如果不是新暴露的煤层，采样前先剥落300mm的表层后采样或打钻后采取钻孔内的煤样，在新暴露的煤层表面采样时，在新暴露的煤层上，取最软的块度为100mm煤样两块，煤样采出后用塑料袋包严，使其保持自然含水状态，以免风化。本次进行鉴定时，煤的坚固性系数按照煤和岩石物理力学性质测定

43、方法第12部分：煤的坚固性系数测定方法（GB/T23561.12-2010）进行煤样采集及测试。煤的瓦斯放散初速度（p）反映了煤在常压下吸附瓦斯的能力和放散瓦斯的速度，表现了煤的微观结构，是反映煤层突出危险性大小的指标之一。煤的瓦斯放散初速度越大，煤层的突出危险性越大。鉴定工作实施期间，在煤矿井下的采掘地点采集煤样，采样时如果是新暴露的煤层直接采样，如不是新暴露的煤层，采样前先剥落300mm的表层后采样或打钻采取钻孔内的煤样。本次进行鉴定时，煤的瓦斯放散初速度指标（p）测定方法按照煤的瓦斯放散初速度指标（p）测定方法（AQ1080-2009）进行煤样采集及测试。项目研究期间，在二1煤层共采集1

44、3组新鲜煤样，测定了13套煤的坚固性系数与瓦斯放散初速度，测试结果如表2-4所示。二1煤层煤的坚固性系数f为0.080.20，瓦斯放散初速度p为16.028.0。从煤的坚固性系数和瓦斯放散初速度测试结果来看，金鑫矿煤质松软，单从煤体结构来看，已经具备了发生突出的条件。表3-4 煤的坚固性系数和瓦斯放散初速度测定结果Table 3-4 of the firmness of coal gas velocity coefficients and bringing the determination results序号采样地点瓦斯放散初速度（p）坚固性系数（f）破坏类型112采区专用回风下山28.00

45、.18V212071下顺槽距开切眼220m处18.50.20IV312071下顺槽距开切眼400m处24.50.19V412101下顺槽距开口200m处16.00.20IV512101下顺槽距开口108m处18.00.20IV611081下付巷距切巷30m25.50.08711081切巷与下付巷交口22.00.15811081下付巷距切巷400m21.50.12911071上付巷距开口120m24.00.151011071上付巷286m处24.00.131111061采面内下付巷上30m处19.50.091211061采面内下付巷口20.50.131360m六联巷，溜煤巷开口里18.5m24.

46、50.133.2 邻近矿井瓦斯基础参数金鑫煤矿位于登封煤田的郭沟井田，该井田的西部为突出特别严重的马岭山井田，东部为突出特别严重的新新井田。矿井周围矿井多为小煤矿，由于小煤矿人员更替频繁，瓦斯地质资料保存不全，煤与瓦斯突出资料不全。与金鑫煤矿近邻有原河南省登封市阳城企业集团有限公司阳城二煤矿和原新新井田内的登封市郑州广贤工贸有限公司新丰二矿（新丰二矿）和登封市郑州广贤工贸有限公司新丰煤矿（新丰矿），后两个矿井为煤与瓦斯突出矿井。与郭沟井田西临的是马岭山井田，该井田东部的矿井大多在标高约+50+150m时进入了突出区，其中原马岭山矿在+303m、垂深242m的地方发生重大煤与瓦斯突出事故。马岭山

47、井田距离金鑫煤矿比较远，这里重点介绍郭沟井田内的原阳城二煤矿和新新井田的原新丰二矿和新丰矿。3.2.1 新丰二矿和新丰矿原登封市郑州广贤工贸有限公司新丰二矿位于阳城二煤矿东部，2006年2月由登封市陈楼煤矿和东梁庄煤矿整合而成，设计能力150kt/a，为煤与瓦斯突出矿井。2008年9月21日1时10分，该矿六平巷掘进工作面发生煤与瓦斯突出事故，突出标高+130m左右，突出煤量250t，填埋巷道60m，突出瓦斯量约11,000m3。初步分析事故原因为，掘进工作面没有采取“四位一体”防突措施，在掘进巷道揭露煤体后导致煤与瓦斯突出。登封市郑州广贤工贸有限公司新丰煤矿位于新丰二矿东部，2003年通过收

48、购破产的国有登封市新新煤矿组建而成，设计能力300kt/a，为煤与瓦斯突出矿井。历史上共发生过四次动力现象，92年在矿井西部发生一次煤与瓦斯突出事故，突出煤量240t；另三次发生在矿井东部，由于时间久远，没有数据记录。该矿瓦斯基本参数如表3-5所示。表3-5 新丰煤矿二1煤层瓦斯基本参数 Table 3-5 xinfeng coal seam gas 2 1 basic parameters标高（m）埋深（m）瓦斯含量（m3/t.r）瓦斯压力（MPa）Pf+17530512.650.2830.60.17+12635414.681.08290.16+7540516.981.50230.13

49、77;040521.791.73210.21-10054020.781.80230.11新丰二煤矿在标高+130m时发生突出时的瓦斯含量为14.92m3/t，瓦斯压力为0.90MPa，均超过了煤与瓦斯突出矿井鉴定规范中的规定临界值。3.2.2 阳城二矿金鑫井田位于阳城二矿的浅部，井田被阳城二煤矿井田包围，阳城二矿井田范围内二1煤层共有10个地勘期间瓦斯含量控制点，如表3-6所示，地勘期间瓦斯含量大于8m3/t的控制点全部位于井内的中部和深部（埋深大于550m）或煤层特厚区（煤厚大于9m），说明埋藏深度和煤层厚度是控制该井田煤层瓦斯含量的一个重要参数。表3-6 阳城二矿二1煤层地勘瓦斯含量测值汇

50、总表 Table 3-6 activation of the two ore 2 1 coal seam gas content summary of the geological exploration measured values序号钻孔/地点采样深度（m）甲烷成分（%）瓦斯含量（ml/g.r）评价结果16701123.365.82.64不合格26303269.3683.354合格3650194.0581.085.66合格46502385.597.67.69合格56705621.4886.937.91合格66602250.4587.2811.8合格76505588.7692.1513.0

51、1合格86901594.1489.9613.14合格96902783.594.414.81合格106706746.789.6616.43合格阳城二矿的煤厚在015m，煤厚变化大；金鑫煤炭有限公司的煤厚0.865.93m，平均煤厚3.16m左右，从煤厚的角度看，金鑫煤炭有限公司的瓦斯赋存比阳城二矿稳定。阳城二矿在标高+70m以浅（埋深约400m以浅）采掘进活动中未有瓦斯动力现象，+70m以深的采掘进活动中有响煤炮等瓦斯动力现象，说明煤层在+70m以深可能升级为突出煤层。表3-7是阳城二矿提供的近年来在井下直接测定的瓦斯含量资料，从表中可知：阳城二矿在埋深小于300m区域瓦斯含量小于4.0m3/t

52、，在埋深300400m区域瓦斯含量小于7.0m3/t，埋深在500m以下区域瓦斯含量多数不超过7.0m3/t。表3-7 阳城二矿二1煤层井下瓦斯含量测值汇总表 Table 3-7 activation of the two ore 2 1 coal seam gas content in the measurements summary form序号地点采样深度（m）甲烷成分（%）瓦斯含量（ml/g.r）评价结果1+135岩石集中巷中部28682.363.84合格2+135岩石集中巷东部29080.043.98合格3+135岩石集中巷西部29580.153.95合格43202回采工作面中部30

53、885.863.86合格5补4*32089.416.64合格6补3*35085.156.35合格7+70m岩石集中巷西段36785.244.82合格8补1*37483.274.84合格9+70m岩石集中巷东段40681.264.85合格10+70m岩石集中巷中部揭煤处41282.365.15合格1130030下副巷14m处53880.157.18合格1230040下副巷13m处54582.987.69合格13-16m岩石大巷56085.717.65合格14补2*56287.438.14合格15-16m岩石大巷车场56286.937.53合格从阳城二矿的地勘瓦斯数据和生产期间测定的煤层瓦斯含量看，整个郭沟井田具有中部瓦斯含量高、东西两翼瓦斯含量低的特点。根据这一赋存规律，可以推断，在相同埋藏深度条件下，金鑫煤矿的瓦斯含量要低于邻近的阳城二矿。在测定煤层瓦斯压力的同时，河南理工大学瓦斯地质研究所还在阳城二矿的-16m标高的岩石大巷以及以上的地点测定了煤层瓦斯压力，部分测定结果见表3-