深部矿井煤与瓦斯突出防治关键技术与示范实施计划方案

1、 . . . 深部矿井煤与瓦斯突出防治关键技术与示实施方案目 录1前言11.1研究容11.2研究目标22某矿基本情况32.1 交通位置32.2 自然地理32.3 地质构造42.4 煤系地层62.5煤层82.6矿井开拓、开采82.7矿井通风、瓦斯93项目实施方案103.1煤与瓦斯突出灾害监控预警技术示应用103.1.1预警数据库与预警平台升级改造113.1.2突出灾害相关信息在线监测与自动获取技术应用示123.1.3瓦斯地质图优化更新183.2深孔瓦斯含量快速测定技术与配套管理体系应用示233.2.1研究容233.2.2某矿瓦斯基本参数测定233.2.3取样技术研究373.2.4损失量修正373

2、.2.5管理方法383.3钻孔与坑道突出危险区透视技术应用示383.3.1实验地点选择383.3.2探测方案383.4导向槽定向水力压穿防突技术与装备应用示403.4.1研究容403.4.2试验地点概况413.4.3钻孔布置与施工要求423.4.4导向槽定向水力压穿消突技术的工艺流程433.4.5试验效果考察463.4.6安全措施463.5 “两个四位一体”综合防治煤与瓦斯突出技术体系建设示汇编513.5.1瓦斯突出技术体系建设示汇编项目容513.5.2汇编技术途径514项目进度安排5355 / 581前言某煤业（集团）XX公司某矿（以下简称“某矿”）由煤矿设计，1958年建井，1961年投产

3、，设计能力45万吨/年，经过不断的更新改造，2005年核定生产能力90万吨/年，核定通风能力162万吨/年，2004年实际生产原煤85.39万吨。截止2004年底，矿井可采储量7192.2万吨。自投产以来，历史上某矿曾多次发生瓦斯突出事故，已造成大量人员伤亡和财产损失。多年来，某矿一直十分重视瓦斯灾害的防治工作，从财力、人力和物力方面不断地加大投入，逐步形成了一套适用于矿井的瓦斯灾害治理技术。特别是近几年，某矿对煤矿瓦斯灾害治理新技术与装备的应用，矿井瓦斯治理技术更加趋于成熟，矿井安全生产条件得到进一步的提升。某能源化工集团研究院承担了“十二五”国家科技支撑计划的深部矿井煤与瓦斯突出防治关键技

4、术与示课题中的一个子容：在某能源化工集团研究院某煤矿进行瓦斯含量快速测定、导向槽定向水力压穿防突技术与装备、监控预警防突技术、声发射与瓦斯涌出预测煤与瓦斯突出技术和“两个四位一体”防突技术工程示。根据深部矿井煤与瓦斯突出防治关键技术与示课题要求，某矿委托中煤科工集团研究院对工程示容进行研究，并签订了某矿煤与瓦斯突出防治关键技术与示项目合同。1.1研究容 煤与瓦斯突出灾害监控预警技术示应用建立某矿采掘进度监测系统和钻孔轨迹在线监测系统，并对煤与瓦斯突出综合预警系统的综合数据库和信息平台进行升级，借助井下安全监控系统与无线传输技术手段，对瓦斯参数、突出参数、物探信息等信息进行集成，构建起煤与瓦斯突

5、出监控预警系统；同时依据现有某矿二1赋存情况，掌握其瓦斯赋存规律，编绘某矿二1煤层的瓦斯地质图。 某矿深孔瓦斯含量快速测定技术与配套管理体系应用示二1煤层深孔快速取样技术与装备适用性研究；二1煤层瓦斯含量损失量计算模型修正；配套管理体系建设。 钻孔与坑道突出危险区透视技术示应用探测工作面隐伏地质异常区域；结合工作面瓦斯地质资料，综合分析瓦斯异常探测效果，总结无线电波透视异常与瓦斯地质异常两者间的关系；研发物探设备与监测预警系统数据接口。 导向槽定向水力压穿防突技术与装备示应用导向槽定向水力压穿技术参数优化与装备的改进；导向槽定向水力压穿现场施工工艺的确定；现场应用试验；成套技术与装备的现场应用

6、示。某矿单一煤层“两个四位一体”综合防治煤与瓦斯突出技术体系建设汇编。1.2研究目标 建立某矿煤与瓦斯突出监控预警系统，实现煤与瓦斯突出灾害多因素全过程监测和超前预警。 实现某矿深孔快速取样符合煤层瓦斯含量井下直接测定方法国标要求，使煤层瓦斯含量测定更加准确，同时对瓦斯含量测定进行规。 通过开展钻孔与坑道突出危险区透视项目研究和攻关，对整个工作面的瓦斯地质异常做整体分析评价，总结电磁波透视异常与瓦斯地质异常的相关性，实现物探成果数据上传预警系统。 开发1套导向槽定向水力压穿防突装备，单孔有效影响围提高3050%，单孔瓦斯抽采量提高50%以上，预抽时间缩短20%以上。2某矿基本情况某矿隶属某煤业

7、（集团）XX公司，1958年建井，1961年4月投产，设计生产能力45万吨/年，矿井经多次改扩建，2008年核定生产能力120万吨/年，2011年实际生产原煤93.46万t，2013年实际生产原煤39.8万吨/年，截止到2013年底，矿井可采储量4545.6万吨。矿区位于某市东部约20公里，东邻九里山井田，西接王井田，北起二1煤层隐伏露头线，南到凤凰岭断层；井田走向长4.37.5km，倾斜宽0.93.1km，面积14.87km2。矿井为单一煤层开采条件，主采二1煤层，为突出煤层。2.1 交通位置区有煤矿专用铁路，南距新（乡）焦（作）铁路待王车站4公里，东连京广线，西接焦枝线。二级公路与乡村油路

8、相互连通。交通极为方便。交通位置如图2-1-1。图2-1-1 某矿交通位置示意图2.2 自然地理（1）地形地貌本区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。地势平坦。海拔83123m，一般在100m左右。全区地势北西高，南东低，最大坡度±2°25。由于浅部煤层开采后地面塌陷，而局部形成低洼带。（2）水系该区属海河流域卫河水系，东部有石门河，西部有山门河，均发源于太行山。且为间歇性河流。据近年资料表明，除雨季外，平时河床干枯。河流上游建了不少中、小型水库，已无洪泛危害。（3）气象本区属大陆性半干燥气候，夏季炎热，冬季寒冷，四季分明，最低气温-19.9（1971年），最高气温4

9、3.3（1966年），降雨多集中在79月份，年降雨量333.3908.7mm，平均624.9mm，日最大降雨量达151.8mm（63年8月8日），年蒸发量为1393.62313mm，平均2022.3mm，蒸发量大于降雨量。常年以北和东北风较多，一般风速23级，最大11级（78年6月30日晚）。最大冻土厚为190mm（77年元月）。（4）地震据某市地震办公室汇集的资料，自1038年1978年6月，发生的较震且对某有影响的共有35次，本区地震基本烈度为7度。2.3 地质构造本井田位于某煤田中部，具体构造位置处于九里山、凤凰岭、方庄三条断层所形成的（王演马九里山等三井田）三角状断块中部，地层走向N5

10、0°70°E，倾向SE，倾角414°，一般9°左右，为单斜构造。区构造以断裂为主（图2-3-1），褶曲仅有宽缓褶曲或波状起伏现象出现。井田无岩浆岩发育，某矿地质构造纲要图如图2-2。井田断裂全为正断层，走向多为NENEE，倾向SESEE，倾角一般为6070°。规模以小型断层为主，多分布于井田东部。据钻孔与矿井开采资料，全区共发现断层156条。其中，落差大于100m的断层3条，均在井田南部边界附近，且西部落差大，往东逐渐变小；50100m的断层2条；2050m的断层5条；520m的断层22条；小于5m的断层117条。而小于1.5m的断层多不切穿煤

11、层。现将该区主要断层分叙如下：（1）凤凰岭断层（F218）为井田南部边界断层，走向近东西，倾向南，倾角70°。区走向长大于8km，西部落差180m，向东逐渐变小约为80m，并形成数条分枝断裂，如：王母泉断层（F212）、F215、F216、F217、F219等。该断层在2-7孔以西由2-5孔与等1勘探线和王矿的数孔控制，东部无钻探控制，其位置有所摆动。（2）马坊泉断层（F204）位于井田中部，南起王母泉断层，北部延伸到九里山井田，走向北35 °东，倾向北西，倾角60°，落差25m左右，延伸长度大于3000m。该断层有6-16孔，地震9测线，802测线控制。图2-3

12、-1 某矿地质构造纲要图（3）王母泉断层（F212）位于井田深部，西起凤凰岭断层，东部延伸到九里山井田深部，走向北60°东，倾向北西，倾向北西，倾角70°左右，落差50120m，延伸长度大于5公里。该断层有513 孔，地震9线、802线控制，落差由西向东逐渐变小，已基本控制。（4）F07断层（推1）位于二水平中部，走向北80°东，倾向南东，倾角64°，落差17m左右，延伸长度1300m。该断层有6-8孔，N 132孔揭露7线剖面控制，控制程度较好。（5）F75断层（推2）位于二水平中部，与F07 平行，走向北50°80°东，倾向南东，

13、倾角64°，落差18m延伸大于2000m，有77孔穿见6-14孔到6-3孔控制与二水平下山巷道遇见，该断层已控制。2.4煤系地层某矿主要含煤地层为组和组，总厚177.59m，共含煤11层，煤层平均总厚11.0m，含煤系数6.19%，可采煤层2层，平均厚7.78m，可采含煤系数4.38%。矿井主要含煤地层柱状图见图2-4-1。（1）上石炭统组该组为一套海陆交互相沉积含煤岩系，上限以L9灰岩顶界与组分界，下限以一1煤底或菱铁质泥岩与组分界。与下伏地层组呈整合接触，厚69.0686.75，一般78.83m。下部灰岩含煤段：本段自组底界至L5灰岩顶，一般厚37.42m，主要由L1L55层石灰

14、岩组成；L2石灰岩为本区重要标志层之一，其余各层灰岩均在1.502.84m左右，变化较大，本段共含煤5层，一5煤一2煤，其中一2煤（俗称三煤），全区较稳定，大部可采，平均厚1.20m，其余各煤层较薄，不稳定，无开采价值。中部碎屑岩段：自L5灰岩顶至L7灰岩顶，平均厚15.87m；含灰岩2层（L6、L7），厚1.882.38m，其中L7石灰岩不稳定，常相变为泥质粉砂或泥岩，含煤2层（一6与一7），其中一6煤层位较稳定，多以两层煤出现（俗称二煤），单层厚度在0.50m左右，不可采。上部灰岩段：本段自L7灰岩顶至L9灰岩顶，厚度24.54m左右；含L8、L9两层石灰岩，其中L8石灰岩厚度大，全区发育

15、，为本区重要标志层之一，本段含煤2层（一8、一9煤），不可采。图2-4-1 矿井主要含煤地层柱状图（2）二迭系下统组该组为本区主要含煤地层，与下伏组呈整合接触。下自组L9石灰岩顶上至砂锅窑砂岩底界，厚84.36119.20m，平均99.72m。（1）下段（含煤段）：本段（L9顶大占砂岩底）平均厚16.46m；本段含煤2层（二0、二1），其中二1煤（俗称大煤）位于本段顶部，是本矿主要可采煤层，平均厚6.58m，全区稳定可采。（2）中段（大占砂岩段）：该段平均36.54m，大占砂岩为二1煤层顶板，多为老顶，一般厚15.04m，岩性为灰色、厚层状，成份以石英为主，为本区重要标志层。大占砂岩之下常为黑

16、色泥岩，砂岩之上常为深灰色砂质泥岩，具水平纹理，偶见薄煤一层（二2），极不发育。2.5煤层本区二1煤层全区可采，一2煤层大部可采，其余煤层均不可采。二1煤层为本区主要可采煤层，其走向N5070°E，倾向SE，倾角415°，一般9°左右，赋存于组底部，上距砂锅窑砂岩78米左右，下距组底界（L9顶）10m左右，距L8灰岩18m左右。煤厚变化不大，薄煤带（1.70m）仅在局部小围分布，其它煤厚均在6.0m左右变化。煤层可采性指数为100%，变异系数在20.8以下，二水平与以深，煤厚1.7010.65m，平均6.68m，属稳定煤层。一2煤层赋存于组底部，直接顶板为L2石灰

17、岩，其厚度稳定，全区发育，大部可采，底板为黑色泥岩或铝质泥岩，多含黄铁矿结核。上距二1煤层63.675.7m，下距奥系石灰岩8.4627.21m，一般17m左右。井田围勘探期间共有55个见一2 煤层钻孔，其中可采42孔，不可采13孔，厚度0.702.47m，平均1.20m。煤层中部普遍发育1层泥岩质或炭质泥岩夹矸，厚度0.100.50m，一般0.30m左右。一2煤层可采性指数为76.4%，变异系数47.7%，为层位稳定、大部可采薄中厚煤层，但由于该煤层赋存于L2灰岩与02灰岩之间，水文地质条件极为复杂，在目前条件下尚无开采的可能。2.6矿井开拓、开采矿井主采二1煤层为单一煤层，现开采深度为30

18、0m（地面标高+115.5m），开拓方式为立井多水平上、下山开拓。一水平大巷标高-75m，二水平大巷标高-200m，每个采区有三条上（下）山，即胶带运输上（下）山、轨道运输上（下）山和回风上（下）山，均布置在煤层顶板岩层中。其中轨道上（下）山和胶带运输上（下）山为进风，回风上（下）山为专用回风。根据某矿20142016年采掘接替计划：22下段采区、22采区、21下山采区关闭，矿井剩余可采储量121.99万吨，2014年2015年安排2个采煤队回采，一个采煤队在27采区与27下段采区回采，另一个采煤队在25采区与东四采区回采，2014年27下山采区暂缓开拓（现已延伸到-350m标高）。2014年

19、工作面回采情况：27131（上段）工作面于2014年3月采完，二五轨道煤柱下部（顶）正在回采， 27131（下段）正在安装支架准备回采。2.7矿井通风、瓦斯某矿共有5个井筒，主、副井和东四斜井进风，东、西两个风井回风，由于矿井采掘地区优化，西风井于2013年7月份停止运行。目前，矿井总进风量8309m3/min，总回风量为8513m3/min，矿井有效风量为7636m3/min，有效风量率91.90%，矿井等积孔3.60m2。东风井安装两台BDK-8-NO28型对旋式通风机，风叶角度均为-3°，双级运转，配备防爆集团公司生产的YBF630-8型400kW电动机，工作风量8668m3/

20、min，负压2200Pa。矿井采区均有较完整的通风系统，实现了分区通风，采区实现了“两进一回”比较可靠的通风系统，采掘工作面全部实现了独立的进回风系统。某矿主采二1煤层瓦斯含量8.27m3/t25.31m3/t，瓦斯压力0.481.22MPa，煤的坚固性系数0.161.27，煤层透气性系数0.20.457m2/MPa2·d。某矿二1煤层瓦斯基本参数测定情况如下表2-7-1所示。表2-7-1 某矿瓦斯基础参数表采区名称瓦斯含量（m3/t）瓦斯压力(MPa)煤层透气性系数（m2/MPa2·d）衰减系数（ d-1 ）25采区16.120.10.610.740.20.31

21、0.01260.025827采区13.8816.450.610.850.30.4570.01970.038927下段采区13.2718.590.611.220.230.410.02020.033627下山采区8.2725.310.481.220.230.410.02130.0356自建井至今共发生煤与瓦斯突出39次，始突标高-50m，其中顶层煤巷掘进工作面35次，顶层采煤工作面4次，突出煤量在500吨以上的大型突出2次。1975年石门揭煤期间发生的突出在某矿区同类型突出中强度最大，突出煤量1500吨、突出瓦斯量44万m3。大型突出平均突出煤量1016t/次，突出瓦斯量238600m3/次；突出

22、煤量在100t499t之间的次大型突出14次，平均突出煤量216t/次，突出瓦斯量26757 m3/次。3项目实施方案根据某矿煤层开采客观条件和瓦斯灾害治理技术，分别对煤与瓦斯突出灾害监控预警技术、深孔瓦斯含量快速测定技术与配套管理体系、钻孔与坑道突出危险区透视技术、导向槽定向水力压穿防突技术与装备和单一煤层“两个四位一体”综合防治煤与瓦斯突出技术体系建设汇编进行工程示，最终完成各项技术在某矿的示应用，形成适用于单一煤层开采条件的突出防治关键技术。总体技术路线图如图3-1。图3-1 总体技术路线3.1煤与瓦斯突出灾害监控预警技术示应用某矿前期已经进行了煤与瓦斯突出综合预警技术研究，建立有煤与瓦

23、斯突出综合预警系统，为煤与瓦斯突出突出灾害监控预警技术的应用示提供了良好的基础。本次将在某矿已有的煤与瓦斯突出综合预警系统基础上，一方面对综合预警数据库与预警平台进行升级改造，使其满足监控预警需求，另一方面将对瓦斯参数自动获取、突出参数自动获取、物探信息获取等技术进行集成，构建起煤与瓦斯突出监控预警系统；同时依据现有某矿二1赋存情况，掌握其瓦斯赋存规律，编绘某矿二1煤层的瓦斯地质图。煤与瓦斯突出灾害监控预警技术应用示的总体方案如图3-1-1。图3-1-1 煤与瓦斯突出监控预警技术示方案3.1.1预警数据库与预警平台升级改造（1）综合预警数据库升级在分析研究某矿现有的突出预警综合数据库存在的问题

24、与不足基础上，基于监控预警数据存储需求，采用面向主题的数据库设计模式，设计各主题数据存储模式，编制数据字典；然后基于监控预警模型需要，设计对应的数据挖掘模型，据此设计数据库的存储过程、函数；最后根据数据库逻辑模式，设计实现物理数据库，并进一步测试数据库性能、完备性、安全性。（2）预警平台升级根据煤与瓦斯突出灾害监控预警功能需求，结合各相关动态参数在平台上展现方式要求，对某矿现有的综合预警平台进行升级改造，实现煤与瓦斯突出灾害监测预警功能（如图3-1-2所示）。图3-1-2 监控预警平台界面3.1.2突出灾害相关信息在线监测与自动获取技术应用示煤与瓦斯突出监控预警系统的物理结构如图3-1-3所示

25、，各种监测信息分别通过不同的途径上传到监控预警信息采集服务器，经采集服务器对数据进行整合后进一步上传到监控预警服务器。监控预警系统的这种结构，一方面有助于系统的扩展，以后可将更多的信息纳入监控预警系统，另一方面有助于监控预警系统的安全。图3-1-3 煤与瓦斯突出监控预警系统物理结构图3.1.2.1瓦斯参数自动获取技术应用示首先，对焦煤煤研所瓦斯参数测定实验室现有的DGC瓦斯含量快速测定装置的数据分析软件进行升级，添加突出灾害监控预警所需指标的录入和管理窗口；然后，通过局域网将DGC数据分析主机与某信息采集服务器连接，实现两者之间的信息交互。升级后的煤层瓦斯含量直接测定数据分析软件的数据上传界面

26、如图3-1-4所示。煤层瓦斯含量测定完成后，读取信息采集服务器数据库中工作面基础信息并与之匹配后，将煤层瓦斯含量测定信息自动依次上传到信息采集数据库和监控预警数据库中，从而实现煤层瓦斯含量测定信息的自动获取。图3-1-4 煤层瓦斯含量测定数据分析软件数据上传界面3.1.2.2突出参数自动获取技术应用示直接应用院“十二五”研制的WTC突出参数测定仪和配套的数据管理软件系统实现WTC数据的自动获取。新研制的WTC突出参数测定仪与原来的相比，增加了无线数据接口硬件电路，改写嵌入式单片机软件，改造仪器外壳，使其可以在井下通过无线基站与矿井环网连接，将测定的钻孔编号、钻孔深部、突出参数等信息传输到地面W

27、TC上传主机数据管理软件的数据库中。WTC上传主机通过局域网与信息采集服务器连接，数据管理软件将用户录入的基本信息和WTC测定的数据进行整合后自动上传到信息采集服务器的信息采集数据库，并进一步上传至监控预警数据库中，从而实现突出参数的自动获取。WTC配套的数据管理分析软件主界面如图3-1-5所示。图3-1-5 WTC配套的数据管理分析软件主界面3.1.2.3钻孔轨迹监测技术应用示钻孔轨迹监测的现场实验选择在与井下交换机距离接近的地点进行。首先，组建信息传输网络。在钻机附件布置电源、数据采集器、防爆计算机；在钻场附近布置无线基站，并通过光纤或网线将无线基站与井下交换机连接；在地面布置钻孔轨迹监测

28、服务器、工控机和客户端，并通过局域网与监控预警信息采集服务器连接，最终构建起钻孔轨迹监测信息传输网络（如图3-1-6所示）。钻孔轨迹数据通过安装于防爆计算机的上传软件（如图3-1-7所示）、采集器、基站、井下环网、钻孔轨迹监测服务器和监控预警信息采集服务器，到达钻机地面监测客户端和监控预警服务器。图3-1-6 钻孔轨迹地面监测信息传输网络图3-1-7 钻孔轨迹上传软件界面第二，组装钻孔轨迹测量装置。利用1根某矿现有的73mm×1000mm钻杆，加工转接头；改装试验用73mm×1000mm钻杆；将探管安装于无磁钻杆，并依此连接钻头、转接头、无磁钻杆、转接头、改装后的普通73m

29、m钻杆，最终构建起钻孔轨迹测量装置（如图3-1-8所示）。图3-1-8 钻孔轨迹测量装置结构示意图第三，钻孔轨迹地面监测分析系统构建在地面钻孔轨迹监测服务器安装钻孔轨迹监测服务，在客户端电脑安装钻机地面监测分析系统系统软件，并进行配置，构建起钻孔轨迹地面监测分析系统。钻机地面监测分析系统软件界面如图3-1-9所示。图3-1-9 钻机地面监测分析系统界面最后，按照制定的操作规程和安全措施，在实验地点施工钻孔，并利用建立起的钻孔轨迹地面监测系统对钻孔轨迹进行监测实验。3.1.2.4采掘进度在线监测技术应用示采掘进度在线监测系统的基本原理是利用激光测距仪对工作面与测距仪之间距离进行实时监测，并借助矿

30、井安全监控系统将距离监测信息上传致监控预警系统服务器，配套的采掘进度管理分析软件根据距离监测信息，结合传感器安装位置和安装状态，实时分析工作面空间位置，实现采掘进度的在线监测，同时将监测信息上传到监控预警系统。激光测距仪和采掘进度管理分析软件分别如图3-1-10和图3-1-11所示。图3-1-10 激光测距仪器图3-1-11 采掘进度管理分析软件界面采掘进度监测的现场实验选择在与井下分站距离接近的掘进工作面进行。首先，激光测距仪安装。按照操作说明书在实验地点安装激光测距仪，并测量和记录激光测距仪安装位置和安装状态（方位角、倾角等），安装地点应选择在顶板完整、支护良好、无滴水的地方；根据井下实际

31、供电环境，安装配套电源，布置供电电缆，实现激光测距仪器的供电。第二，信息传输网络组建。在实验地点布置通信电缆，将激光测距仪与分站连接，使激光测距仪接入矿井安全监控系统。距离监测信息经井下环网上传到地面安全监控系统服务器。第三，采掘进度监测分析系统构建。在地面安装客户端电脑，通过矿井局域网与矿井安全监控系统服务器、监控预警服务器连接，实现之间的信息传输；在客户端电脑安装和配置采掘进度管理分析软件，实现从安全监控服务器对距离监测信息的实时读取，以与对采掘进度信息向监控预警系统的实时上传，构建起采掘进度监测分析系统。第四，采掘进度监测分析系统实验。按照操作说明书要求，对激光测距传感器进行供电，进行采

32、掘进度监测分析系统的应用实验。实验过程中，安排专人对激光测距仪镜头进行维护。3.1.2.5地质构造探测异常数据获取技术示应用地质构造探测异常数据的获取是通过专门的物探信息上传软件实现的。在某矿安装一台普通办公电脑作为物探数据上传主机，并在其中安装物探信息上传软件，并通过局域网与监控预警系统的信息采集服务器连接，构建起地质构造探测信息上传网路，实现地质构造探测结果的自动上传（如图3-1-12所示）。图3-1-12 地质构造探测异常数据获取3.1.3瓦斯地质图优化更新采用现场调研、理论分析、实验室研究、规律总结、指标体系考察、软件适应性功能开发和现场验证相结合的研究方法。在瓦斯地质相关理论、煤与瓦

33、斯突出防治理论相关技术的指导下，结合某煤矿实际情况，研究适合于某煤矿的瓦斯赋存规律。瓦斯赋存理论研究技术路线如图3-1-14所示。（1）瓦斯地质构造单元划分煤层中瓦斯的保存状况主要取决于瓦斯向地表的运移条件和煤层储存瓦斯的性能，而这方面的主要影响因素取决于煤层的埋藏地质条件，即地质构造。因此首先从地质构造入手，分析某煤矿区域瓦斯地质构造种类，对矿区构造形态进行划分归类；褶皱构造与瓦斯赋存的关系、断裂构造与瓦斯赋存的关系、构造组合与瓦斯赋存的关系，根据构造与瓦斯赋存之间关系，对某煤矿区域瓦斯地质构造进行划分。褶皱构造闭合而完整的背斜或穹隆又覆盖不透气的地层是良好的储瓦斯构造，在其轴部煤层往往积存

34、高压瓦斯，形成“气顶”。在倾伏背斜的轴部，通常也比一样埋深的翼部瓦斯含量高。但是当背斜轴的顶部岩层为透气岩层或因力形成连通地面的裂隙时，瓦斯会大量流失，轴部瓦斯含量反而比翼部小。图3-1-14 控制瓦斯赋存的关键地质体理论向斜构造一般轴部的瓦斯含量比翼部高，这是因为轴部岩层受到强力挤压，围岩的透气性会变得很低，因此有利于在向斜的轴部地区封存较多的瓦斯。但是在开采高透气性煤层时，在向斜轴部相对瓦斯涌出量反而比翼部低，这是因为开采越接近向斜轴部，瓦斯补给区域越来越狭小，补给瓦斯量越来越枯竭，以与向斜轴部裂隙较发育，煤岩透气性较好，有利于轴部瓦斯逃逸的缘故。受构造影响形成煤层局部变厚的大煤包也会出现

35、瓦斯含量增高现象。这是因为煤包周围在挤压构造应力作用下，煤层被压薄，形成对大煤包封闭的条件，有利于瓦斯的封存。同理，由两条封闭性断层与致密岩层封闭的地垒或地堑构造也能成为瓦斯含量增高区，特别是地垒构造由于往往有深部供气来源，瓦斯含量可能会明显增大。断层断层对煤层瓦斯含量的影响比较复杂，一方面要看断层的封闭性，另一方面还要看与煤层接触的对盘岩层的透气性。开放性断层（性、扭性和导水断层）不论其与地表是否直接相通，都会引起断层附近煤层瓦斯含量的降低，当与煤层接触的对盘岩层透气性大时，瓦斯含量降低的幅度更大。封闭性断层（压性、压扭性和不导水性）而且与煤层接触的对盘岩层透气性低时，可以阻止煤层瓦斯的排放

36、，在这种条件下，煤层具有较高的瓦斯含量。如果断层规模很大，断距很长时，一般与煤层接触的对盘岩层属于致密不透气的概率会很少，所以大断层往往会出现一定宽度的瓦斯排放带，这个带瓦斯含量很低。由于断层集中应力带的影响，距断层一定距离的岩层与煤层的透气性因受挤压而降低，故出现瓦斯含量增高区。（2）煤层瓦斯多元信息获取采用多元信息融合方式系统掌握煤层瓦斯参数：主要包括实测瓦斯含量、瓦斯压力、K1-P关系反算模型，地勘数据校正等多手段掌握煤层瓦斯参数。煤样实验室分析采用刻槽法在现场采集全煤样和软煤样，进行煤层实验室测定，其实验室分析指标包括煤的工业分析，瓦斯吸附常数、煤的孔隙率的测定煤的孔隙率、煤的工业分析

37、、吸附指标、瓦斯突出指标P、f、 K1-P关系曲线等。为了考察井田围煤层瓦斯基本参数的分布规律，需要在大围有代表性地采取多组煤样进行试验分析。已有瓦斯参数的统计分析充分利用某煤矿已有数据，丰富瓦斯地质图容，某煤矿已经在井田开拓围大面积进行了瓦斯压力、煤层瓦斯含量参数的测定，积累了丰富的数据，因此，需要对已有的瓦斯含量、瓦斯压力数据进行系统的整理分析。地勘钻孔瓦斯含量修正收集某煤矿已有的地面钻井瓦斯含量数据，对比地勘钻孔瓦斯含量数据与间接法或者直接法瓦斯含量直接的差异性，对地勘数据进行系统的修正，将修正后的数据用于开拓前瓦斯赋存规律研究。瓦斯解吸还原与K1-P法这一方法的基本原理是：在现场采取煤

38、体深部未风化煤样，并与时测定其瓦斯解吸指标，煤科院主要测定K1值。再到实验室多次对煤样进行不同瓦斯压力Pi下的瓦斯吸附，并重新测定各种状态下的解吸指标K1i，然后对多组（Pi、K1i）进行数学分析，拟合K1-P关系曲线和关系表达式。根据现场测定的煤样K1值，以K1-P关系曲线或表达式来确定相应的煤层瓦斯压力值，即得到煤样在原赋存状态下的煤层瓦斯压力。此方法要求在原始煤层中采取未风化煤体软分层煤样，并与时测定其K1值，对煤样采取地点、采样时间、采样标高、K1值等作详细记录，然后送煤科院进行K1-P关系测定。（3）瓦斯赋存模型建立分析煤层瓦斯赋存受地质构造、盖层、煤层赋存状态与煤质、水文地质、岩浆

39、岩侵入等影响，通过井下实测瓦斯含量或压力与各因素的定量关系，通过单因素、多因素分析，建立瓦斯赋存多元线性回归模型数学模型。瓦斯赋存模型确定流程图如图3-1-15所示。图3-1-15瓦斯赋存模型确定流程图（4）瓦斯地质图的编绘根据以上几方面研究，确定出某煤矿各控制性地质构造对瓦斯赋存影响；煤层埋深与煤层瓦斯赋存之间的关系，利用间接法基础工程，以测定的瓦斯赋存结果作为关键点，以直接法基础工程测定的瓦斯赋存为主要点，以其他指标为辅助点，构架某煤矿瓦斯赋存的网络，利用专业瓦斯地质图软件编绘某煤矿的瓦斯含量、瓦斯压力、地质构造等图件。根据所编瓦斯地质图鉴的种类和要求，对有关的瓦斯和地质方面的资料分别进行

40、收集归纳。系统整理和统计分析容如下：瓦斯资料整理收集整理编图围各钻孔的实测煤层瓦斯含量资料，勘探钻孔瓦斯资料，分别列表登记，并填在平面图上；系统整理矿井瓦斯涌出资料，收集历年瓦斯鉴定资料、矿井瓦斯日报表和通风月（旬）报表，按旬、月平均瓦斯涌出量建立台帐，并收集矿井交换图和产量报表配合适用。参照地质添图的方法，把各项瓦斯资料填绘在采掘工程平面图上；整理矿井历年的突出资料，如突出点编号、坐标、突出类型、突出强度、突出瓦斯量、突出孔洞特征、突出点地质特征、突出原因等，并逐点填写卡片并列表登记，按坐标展绘；对突出预测指标K1值详细查询，取采掘巷道的分段数据进行登记，换算成瓦斯压力与瓦斯含量登记的瓦斯地

41、质图上；对打钻喷孔煤层瓦斯压力测试资料进行归纳等。地质资料整理按照影响瓦斯形成和保存的地质条件与控制煤层瓦斯赋存规律的地质因素分项进行整理，主要有：煤岩系特征，煤层围岩岩性与其变化，区域地质构造和井田地质构造，煤层厚度与变化，煤的变质程度，煤层产状变化，煤体结构其它地质条件等，重点包括a井上下对照地形图；b煤层底板等高线图；c实测煤层瓦斯基本参数；d突出事故记录资料；e煤层赋存参数；f煤层顶底板岩性。瓦斯地质综合分析影响瓦斯赋存和突出的地质因素很多，但是起主导作用的因素随矿井地质条件的差异而有区别。所以必须定性分析与瓦斯赋存和突出分布有关的各项地质因素，再从诸项地质因素中筛选出起主导作用的因素

42、，并在图上给予重点表示。合理的编图方法某煤矿原则上使用比较成功的地质编图的基本原理和方法，结合使用先进的煤层瓦斯动力防治预警编图软件。编图步骤是：整理资料、综合分析、展绘第一性质资料、分项勾绘各种等值线、进行瓦斯区域和地质区划，并划分瓦斯地质单元。编图时做到点、线、面三者有机结合，适当决定资料的取舍。图纸上有一定数量的充实可靠的各种实际材料点。瓦斯地质图的成果通过编图要反映出地质背景下瓦斯与地质因素的在联系，做到认识瓦斯地质规律、进行矿井与采掘工作面瓦斯涌出预测和瓦斯突出预测预报的依据。3.2深孔瓦斯含量快速测定技术与配套管理体系应用示3.2.1研究容（1）取样装置适用性研究对深孔快速取样装置

43、的适用性进行现场测试，得出符合某矿煤层条件的深孔压风快速取样技术。（2）损失量修正研究研究符合某矿煤层条件的损失量修正方法。（3）管理方法研究某矿瓦斯含量直接测定技术的操作规，并编制某矿瓦斯含量直接测定标准和作业指导书。某矿深孔瓦斯含量测定研究技术路线图如图3-2-1所示。图3-2-1 某矿深孔瓦斯含量快速测定技术与配套管理体系技术路线图3.2.2某矿瓦斯基本参数测定3.2.2.1瓦斯基本参数测的目的、要求根据煤矿安全规程和煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（行业标准AQ/1047-2007）的有关规定，结合矿井巷道布置情况，进行相关参数测定。测试容：本次基本参数采用在实验室与现场测定相结合的

44、方法，测定二1煤层的瓦斯压力P、瓦斯含量、煤的坚固性系数、瓦斯放散初速度P、吸附常数、工业性分析、真假比重、孔隙率等相关参数。其测试的目的和要求为：掌握试验区域瓦斯基本参数情况，为矿井提供针对性的数据；要求瓦斯含量取样均采用煤科院专用取样设备，以保证含量测定的准确性；为瓦斯含量损失量修正提供压力基础数据； 在合适的测压钻孔中取样测定其瓦斯含量与其他相关参数；在具备条件的地点施工测压钻孔，现场直接测定二1煤层的瓦斯压力，并计算煤层瓦斯含量；在不具备施工测压钻孔的条件下，采用DGC型瓦斯含量直接测定装置测定二1煤层瓦斯含量。3.2.2.2煤层瓦斯压力测定煤层瓦斯压力测定方法本次二1煤层原始瓦斯压力

45、直接测定方法按照煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T1024-2007）的规定进行。采用主动式测压，测压工作需要的主要材料有425标号水泥、U型膨胀剂、4分镀锌钢管、管接头、压力表接头、压力表等。根据某矿现有巷道布置情况，本次所有测压钻孔均为下向孔。测压孔施工结束后，将测压管安装在钻孔中预定的封孔深度，并安好注浆管，根据封孔深度确定水泥的数量，并按一定比例配制成水泥浆，用注浆泵一次连续将水泥浆注入孔，封孔完成24小时后，通过高压针型阀的三通在测压管上连接压力表，压力表连接必须用密封带或密封垫密封，用管钳和扳手拧紧。然后通过紫铜管与高压针型阀和氮气减压阀连接，打开氮气瓶开关，开始注氮。注

46、氮结束后，指定专人每天观测和记录压力表读数。压力表读数稳定后即可结束测压工作。拆卸压力表时，如果钻孔有水，需要收集、测量钻孔水量，对瓦斯压力测定结果进行修正。封孔示意图见图3-2-2所示。测压钻孔布置按照煤炭行业标准煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/1047-2007）中有关测压钻孔的要求，并结合现有的巷道布置，在以下地点布置测压钻孔。在二七下山回风布置4个下向穿层钻孔，钻孔编号1#、2#、3#、4#；在二七下山轨道布置2个下向穿层钻孔，钻孔编号5#、6#。图3-2-2 穿层下向测压钻孔封孔示意图测压钻孔设计参数见表3-2-1，钻孔位置布置图如图3-2-33-2-5。表3-2-1测压钻

47、孔设计参数表钻孔位置钻孔编号钻孔方位角（°）钻孔倾角（°）预计岩孔长度（m）预计终孔长度（m）备注二七下山回风1#210-4521282#120-4521283#210-4521284#120-452128二七下山轨道5#35-4521286#35-452128说明：1、在钻孔施工过程中可根据巷道断面与施工条件选择适当位置施工； 2、严格按照钻孔设计施工，并详细记录岩孔段、煤孔段长度，打钻过程中的喷孔、吸钻、抱钻等异常现象，若遇钻孔终孔深度与设计深度相差较大（一般不超过2m），必须与时向地面相关负责人汇报。图3-2-3 1#、2#测压钻孔布置图图3-2-4 3#、4#测压钻

48、孔布置图图3-2-5 5#、6#测压钻孔布置图钻孔施工钻孔的开孔位置应选择在煤壁或岩石完整的位置；钻孔施工实际揭露数据可能因地质情况、煤层赋存的变化以与钻孔施工中倾角和方位角的误差而与设计参数有所出入。因此，钻孔施工严格按照设计钻孔参数进行，并保证钻孔平直、孔形完整。在钻孔施工中，详细记录钻孔实际方位角、倾角、孔深、以与开孔时间、终孔时间等参数，并观察、记录钻孔瓦斯异常现象；并按表3-2-2所示格式详细记录。表3-2-2测压钻孔施工参数记录表钻孔编号钻孔参数岩孔长度（m）煤孔长度（m）施工时间倾角(°)方位角(°)孔长(m)开孔见煤终孔封孔封孔质量的好坏是确保钻孔准确测定煤

49、层瓦斯压力的重要因素，本次所有测压钻孔均为下向钻孔，孔有岩层水，因此为了提高封孔质量，本次采用挡板+水泥砂浆+速凝剂封孔，加快水泥凝固时间，提高封孔质量。在钻孔施工完成，将准备好的材料和设备输送到钻孔位置后就可以封孔，整个封孔过程需要46人协作完成，其中包括一名专业技术人员。封孔前期准备封孔前应有电工到场以保证在封孔期间不断电、掉电、电器设备完好与线路连接正常。调整封孔泵的位置，尽量水平放置，保证其稳定性，放置在安全位置，不严重影响巷道行人。接引水路，正常供水。封孔材料准备完全。封孔前矿方应制定相关安全技术措施。向钻孔送测压管12根筛孔管在最前端，并在外层用铁丝扎紧包裹一层纱窗布。依次连接测压

50、管，并用管钳上紧，逐步送入钻孔。在连接测压管过程中，管接头处要缠生料带以加强气密性。在送入测压管的过程中，既要保证管路连接正常，又要注意安全。注浆在搅拌桶中将水泥、“U”型膨胀剂、速凝剂与清水按一定比例均匀混合，搅拌成糊状，“U”型膨胀剂的用量为水泥的10左右，速凝剂的用量为水泥量的24左右。水泥、水膨胀剂、速凝剂的用量比值一般情况下为，水泥水膨胀剂210.2。水泥浆的粘度根据钻孔倾角、封孔长度、注浆泵类型与能力等具体情况和现场经验而定。水泥浆的注入量大概在50Kg/10m钻孔左右。用泥浆泵一次连续将水泥浆注入钻孔。钻孔封完后要与时清洗注浆泵，防止水泥浆在泵与高压输浆管中凝固或沉淀。施工注意事

51、项打钻和封孔的施工前矿方要编制的施工相应安全技术措施。在施工中，应严格遵守相应的安全技术措施以保证施工的安全，应严格遵守相应的钻进操作规程；钻孔的开孔位置、钻孔施工参数必须严格按设计要求进行；施工中每班应对钻孔进尺、煤岩孔长度以与施工地点瓦斯浓度进行详实记录。3.2.2.3煤层瓦斯压力观测各钻孔在封孔、注氮、安装压力表后，每天进行瓦斯压力观测，直到压力稳定一段时间为止。压力稳定后，卸掉压力表，如果钻孔有水，则收集钻孔涌出的水量；若钻孔未与承压水导通，则计算出水量产生的压力，压力表表压与水压之差即为钻孔所测定的煤层瓦斯压力。3.2.2.4煤样实验室参数测定煤是古代植物遗体的堆积层埋在地下后，经过

52、长时期的地质作用而形成的。煤的性质是由成煤的原始物质与其聚积条件、转化过程和煤化程度等因素所决定。煤是一种发达孔隙系统多孔性固体，其部孔隙的发育程度用煤的孔隙率来表示。煤的孔隙率通过实测煤的真密度（真比重）和视密度（假比重）来确定，它决定着煤的吸附瓦斯的能力，也是决定煤中游离瓦斯含量大小的主要因素之一。煤的吸附性通常用煤的吸附等温线表示，即在实验室中，某一固定温度下，煤的吸附瓦斯量随瓦斯压力变化的曲线，其表征参数常用吸附常数a，b来表示。煤的工业分析，通常是指煤的水分、灰分、挥发分和固定碳等指标的测定。目前，煤的真、视密度（真、假比重）、孔隙率、吸附常数以与煤的工业分析皆系在试验室中进行的。取

53、样地点选取本次在27131工作面与测压钻孔中取煤样，煤样标签见表3-2-3。表3-2-3 煤样标签格式（矿井名称）煤样煤层名称：取样具体位置：取样类别：全煤断面 软分层 钻孔 取样日期：年月日班需要实验室分析的参数：吸附常数a，b 真比重pK1-P关系（软分层）工业分析假比重f*在需要测定的参数后面划煤样实验室参数测定根据实验室测定标准对煤样进行实验室分析测试二1煤层煤的瓦斯吸附常数、工业分析指标、p和f值等参数并测定二1煤层吸附解吸特性。3.2.2.5煤层瓦斯含量间接测定间接法测定煤层瓦斯含量是根据井下实测煤层瓦斯压力与实验室测定煤的瓦斯吸附常数、孔隙率、工业分析指标等，根据朗格缪尔方程确定

54、煤层的吸附瓦斯量后，再加上游离瓦斯量即为煤层的瓦斯含量。计算公式为：式中：W煤层瓦斯含量，m3/t；a，b吸附常数；P煤层绝对瓦斯压力，MPa；Ad煤的灰分，%；Mad煤的水分，%；ARD视密度，t/m3；n与瓦斯压力有关的常数n0.02/（0.9930.07p）；井下煤层温度，取30；t煤样吸附实验室温度，t30；F煤的孔隙率，%。3.2.2.6煤层瓦斯含量的直接测定测定方法与仪器DGC瓦斯含量直接测定装置执行GB/T23250-2009标准，可直接快速地测定和计算出煤层瓦斯含量，为矿井瓦斯治理提供准确的依据；可用于煤层突出危险性工作面与区域预测、瓦斯基础参数测试以与矿井煤层瓦斯涌出量预测等。瓦斯含量Q是指单位质量的煤在20和一个大气压条件下所含有的瓦斯量，它由可解吸瓦斯含量和常压吸附量组成，单位为m3/t，其表达基准为原煤基。可解吸瓦斯含量Qm等于瓦斯损失量Q1、煤样瓦