矿井瓦斯预测与控制技术研究学士学位论文

矿井瓦斯预测与控制技术研究摘要煤矿瓦斯事故是煤矿重大安全事故之一，煤层瓦斯分布不平衡。另一方面，检测和控制也决定了低瓦斯矿井瓦斯防治工作不能适用于高瓦斯矿井的相关措施，必须找到适应情况的措施。本文首先介绍了矿井瓦斯的基本性质，分析了矿井瓦斯的组成、来源及其形成的影响因素。其次介绍了矿井瓦斯预测方法，主要介绍了煤层瓦斯含量预测和煤层瓦斯突出预测方法，并将预测结论与南屯煤矿实测进行了对比；针对低瓦斯煤矿的实际情况，探讨瓦斯综合防治措施，提出南屯煤矿局部瓦斯异常区治理和管理措施。关键词：低瓦斯瓦斯爆炸瓦斯预测局部瓦斯异常区综合防治目录1简介11.1本课题的研究目的和意义11.2国外研究现状21.2.1中国高产高效工作面涌气特征31.2.2中国高产高效工作面瓦斯治理技术31.2.3崇州矿区瓦斯综合治理技术现状41.3研究思路及主要内容61.3.1研究思路61.3.2研究主要内容62矿气概述82.1矿井瓦斯成分及来源82.1.1矿井瓦斯组成82.1.2矿山有毒有害气体分类82.2煤层气形成103气体发生与迁移123.1煤层气发生情况123.1.1煤层气沿12深度带状分布3.1.2煤层瓦斯含量影响因素133.1.3煤层气吸附理论153.2矿井瓦斯流量193.2.1煤层气流动状态193.2.2气体流场213.2.3煤层气压力与测量234煤层气预测理论264.1煤层瓦斯含量预测264.1.1基于源的预测方法264.1.2矿山统计284.1.3绘制方法314.2煤层瓦斯突出预测理论374.2.1概述374.2.2煤层突出风险预测方法375矿井瓦斯灾害与预防415.1气体爆炸及预防415.1.1瓦斯爆炸原因分析415.1.2引起气体爆炸的条件415.1.3防止瓦斯爆炸的措施435.2局部异常涌气防治445.2.1煤巷行驶预防措施455.2.2洞洞局部积气处理措施465.2.3工作面角部局部堆积瓦斯治理措施486瓦斯预测与综合控制技术应用516.1南屯煤矿51简介6.2南屯煤矿513煤层瓦斯含量测定6.2.1影响矿区瓦斯含量的主要地质因素516.2.2测量方法和测点布置526.2.3气源分析546.2.4确定高气区的存在556.3危险区域气体异常流出的防治措施566.3.1矿山异常涌气危险区划分566.3.2南屯57煤矿局部瓦斯异常区瓦斯治理技术6.4矿井瓦斯检验管理制度616.4.1单头巷道瓦斯管理系统616.4.2盲道气体管理系统646.4.3重点气体管理区域管理制度647总结6768章到70附录711简介1.1本研究的目的和意义我国是煤矿事故多发的国家之一，特别是随着我国煤炭产量逐年增加，煤矿事故更加频繁，在各类煤矿事故中，瓦斯事故占据了很大的比重，而且数量历年全国事故总数在煤矿事故中，瓦斯事故是除顶板事故外造成死亡人数最多的事故。2008年全国各类煤矿事故死亡人数比例分布如下图所示。图1-12008年我国各类煤矿事故死亡人数占比分布在我国的高瓦斯煤矿，瓦斯爆炸的危害广泛而严重，也是造成社会影响最大的重大事故。随着煤炭需求的增长，煤炭开采的深入，高瓦斯矿井、煤及瓦斯突出矿井的增多，煤矿瓦斯防治任务更加艰巨复杂。据统计，2001年至2005年，煤矿瓦斯事故年均死亡人数为2173人；从2006年到2008年，这个数字分别下降到1319、1084和778。与2007年相比，2008年煤矿瓦斯事故总数和死亡人数分别下降了33.1%和28.2%。其中，重大燃气事故（一次死亡10人以上）数量和死亡人数分别下降18.2%和23.5%。尽管近年来我国煤矿瓦斯防治工作取得阶段性成果，但重大瓦斯事故仍未得到根本遏制，形势依然严峻。南屯煤矿是矿业集团早期开发的现代化矿山之一。历年瓦斯识别结果均为低瓦斯矿。但是，在我国，低瓦斯矿山发生严重事故的情况并不少见。统计数据显示，2000年至2007年24起一次死亡30余人的特大瓦斯火灾事故中，低瓦斯煤矿发生7起，占30%。2005年，在死亡人数超过10人的39起重大瓦斯事故中，低瓦斯矿井18起，占重大瓦斯事故的46.2%。随着煤炭产量逐渐向深部转移，开采地质条件将发生较大变化：地压高、煤层松软、倾角大。与缓倾斜煤层综放开采相比，目前采用的综放开采技术的通风和安全保障技术措施需要相应调整，以适应生产条件的变化。因此，南屯煤矿深部软煤层斜综放落开采除了对开采工艺、设备和工艺提出新要求外，也增加了通风安全技术的难度。因此，按照“以风定产”的原则，为保障矿山安全生产，充分研究综放开采在通风防瓦斯方面带来的新问题，防止发生通风和气体事故。综放开采通风与瓦斯控制技术的研究工作具有重要意义。1.2国外研究现状瓦斯灾害的威胁极大地制约了矿山的生产能力，从而显着降低了矿山的经济效益，使矿山人员难以稳定下来，削弱了科研开发能力，形成了恶性循环。我国高产高效矿山瓦斯品位分布如下：114座高产高效矿山中，低瓦斯矿山77座，占比67.5%；高瓦斯矿山31座，占比27.2%；煤与瓦斯突出矿6座，占5.3%。1.2.1我国高产高效工作面涌气特征1）绝对气体排放量变化很大工作面绝对涌气量很大。例如，最大的老虎台矿78001-1综放工作面达到169.4m3/min。绝对瓦斯排放>7m3/min的工作面11个，占综放工作面总数的17%，其中放气工作面8个，占7m3/min以上工作面的73%2）相对气体排放量变化很大64个综放工作面中，10m353个综放工作面相对流出量</t，占83%；11个相对流出量>10m3/t，占17%，其中9个采取排瓦措施，占10m3t以上工作面总数的/82%，说明该类工作面瓦斯抽采为安全生产的重要保障；最大相对气体流出量为3）涌气量大的地点分布广泛，成藏时间延长，瓦斯管理困难。64个综放工作面中，56个有局部气藏问题，占88%；由于吐气量大，除上角、放煤孔、托顶、放煤放煤区、后输送道等处积气外，一般积气数小时至十余小时。生产日的几个小时。在初始压力和周期压力期间，气体流出量突然增加，气体聚集变得更加严重。1.2.2我国高产高效工作面瓦斯治理技术瓦斯防灾技术主要从防止瓦斯聚集、防止瓦斯突出、防止瓦斯和煤尘爆炸三个方面入手。根据我国瓦斯涌现的特点，国家制定了煤矿瓦斯灾害治理的方针：“先排后采，监测监测，以风定产”。1）先采样后采样的必要性这就是安全生产的需要，安全高效的需要，两种资源开发的需要，环境保护的需要，可持续发展的需要。2）先提取后提取的可行性我国高瓦斯煤层一般为低瓦斯煤层，自然条件下瓦斯开采难度大；理论研究和生产实践证明，在开采卸压下，卸压煤层的瓦斯渗透率可提高数千倍。卸压瓦斯可高效抽出，使高瓦斯煤层乃至瓦斯突出危险煤层转化为低瓦斯煤层和非突出危险煤层。煤炭和天然气资源安全高效地联合开采。1.2.3崇州矿区瓦斯综合治理技术现状1）崇州矿区3层煤层瓦斯涌出规律采煤工作面瓦斯排放量较低，绝对瓦斯排放量一般0.4m3在/min左右。采煤工作面瓦斯的主要来源是后采空区。工作面涌气不平衡现象明显，不平衡系数约为1.5。掘进工作面瓦斯排放量一般很小，煤层掘进时回风中瓦斯浓度大多在0.1%以下崇州矿区异常涌气是相对于一般涌气规律的，即当采掘工作面涌气量明显高于正常值，甚至超过限值时，视为异常喷出或明显喷出气体。如果出现这种现象，虽然风流中的气体浓度不高，但视为异常涌出。无煤柱开采与采场和采空区漏风之间的关系比较复杂。除漏气源、漏气汇随工作面推进而迁移外，其他漏气源、漏气汇的位置与相邻开采、开挖面、提料坡度密切相关。胡同、煤洞等有着重要的关系。与采空区漏气的复杂联系和局部地质构造的传导是崇州矿区异常涌气的主要原因。统计研究表明，气体涌出的异常规律如下：①沿空巷道与采空区连接复杂。掘进工作面处于低负压区或由于通风系统突变导致掘进工作面风压突然降低，导致采空区瓦斯大量涌入隧道。开挖工作面出现异常涌气现象。(2)掘进隧道初步连通封闭的构造裂隙，使构造中的游离气体迅速涌入开挖面，出现异常的涌气现象。③孤岛采煤工作面进、回风沿采空区布置，与采空区漏风的联系较为复杂，瓦斯排放量比平时高数倍。④低风压区采煤工作面漏气、下沉多，瓦斯涌量大。⑤位于低风压区的沿空巷道、孤岛采煤工作面、采煤工作面，吐气受通风系统状态影响较大，吐气明显不平衡。2）矿区瓦斯综合防治技术低瓦斯矿山虽然正常情况下的瓦斯涌出量较小，但也存在瓦斯富集区。矿井瓦斯涌出主要受通风状态、气流位置、生产工艺、开采强度和地质构造等因素影响，并有一定规律。.只有掌握瓦斯的发生特征和涌气规律，采取有效的综合治理技术，才能控制和预防瓦斯事故。具体而言，综合防控技术主要包括：①压力调节技术。当气源为通过大围采空区裂缝泄漏的气体时，可采用不同的方法增加隧道风压，减小采空区携带气体的泄漏空气源汇压力差，甚至将源改为汇，从而减少甚至防止气体从料滴漏入料滴。②分流技术。当气源为采空区气体且压力难以调节时，可在适当位置打开与漏入采空区空气平行的漏气槽，改变采空区部分气体的流动方向.应采取该措施防止自燃。，爆炸。③注堵技术。当与采空区、废弃巷道等气源相连的采空区存在明显裂隙引起异常涌气时，可采用喷灌封堵材料的方法封堵裂隙。④灌装技术。当气源体积不大且条件内容时，可用砂浆、泥浆、煤等材料填充空腔。充煤时，应进行电阻处理。⑤通风排除。如果气体浓度不高，气体涌出量不大，可考虑适当加大风量，稀释气体；对于气层和沿采空区的局部堆积，可采用导气管、喷射器等来驱散空气。1.3研究思路及主要内容1.3.1研究思路瓦斯事故是煤矿重大安全事故之一。瓦斯事故预防也是煤炭企业的一项重要工作。为预防燃气事故，有必要对燃气的基本规律进行分析研究。在煤矿安全生产中，瓦斯事故可分为瓦斯爆炸事故、煤与瓦斯突出、瓦斯窒息三类。通过对各类事故原因的分析，从源头上寻找预防燃气事故的方法。从瓦斯爆炸三角图中我们可以知道，防止瓦斯爆炸事故的方法除了严禁明火和电火花外，还可以从控制瓦斯涌出和防止瓦斯积聚两个方面入手。研究还明确了防治煤与瓦斯突出的一项重要措施是控制瓦斯涌出。解决瓦斯治理技术问题，必须从瓦斯涌出规律的研究入手。本文旨在探索瓦斯涌出运移规律，并在此基础上结合南屯矿实际采取的技术措施，希望能找到一套较为系统的瓦斯治理技术措施。以达到防止燃气事故的目的。1.3.2研究的主要内容1)介绍了煤层气的基本性质，包括气体组成、理化性质、来源和赋存。2)引入单层吸附理论(Langmuir)等温吸附方程及其扩展的分子层吸附理论BET方程，对煤层中瓦斯的分布和吸附规律进行了初步研究。3)介绍瓦斯赋存与运移规律，引入煤层瓦斯四区划分理论描述煤层瓦斯赋存。4）主要阐述了煤层气预测理论。其中，按照《煤矿瓦斯排放预测方法AQ1018-2006》介绍了各种煤层瓦斯含量预测方法，主要包括源预测法、煤矿统计法、绘图法和回归分析法。在此基础上对南屯煤矿瓦斯含量进行预测，并与实测值进行对比。5）鉴于南屯煤矿为低瓦斯煤矿，结合《煤矿安全规程》对低瓦斯煤矿瓦斯防治措施的要求，主要需要对南屯煤矿进行检测和控制，分析了南屯煤矿异常瓦斯区。根据瓦斯分布情况，结合煤矿系统，对异常涌气区的检查管理提出规范化建议。2矿井瓦斯概况2.1矿井瓦斯成分及来源2.1.1矿井瓦斯成分矿井瓦斯是广义上地下有害气体的总称。狭义的矿井瓦斯是指甲烷。以下矿井气是指狭义的矿井气。一般来说，煤矿空气中除了矿井上方空气的基本组成气体外，还可能含有其他有毒有害气体。井中有毒有害气体的主要成分有：甲烷、重烃、氢气、二氧化碳、一氧化碳、二氧化氮、二氧化硫、硫化氢等，一般物性见表2-1。表2-1矿山常见气体的一般物理性质气体名称甲烷一氧化碳二氧化碳硫化氢二氧化硫二氧化氮颜色和味道无色、无味、无臭无色、无味、无臭无色，略带酸味无色微甜。臭鸡蛋的味道无色，有强烈的硫磺和酸味红褐色，有强烈刺激性气味部分0.5540.971.521.192.271.57水溶性不溶微溶易溶易溶易溶非常易溶爆炸性的5%~16%12.5%~75%不要爆炸4.3%～45.5%毒性没有任何有没有任何有有有2.1.2矿山有毒有害气体分类矿山有毒有害气体按来源分类如下：1)可燃气体①甲烷。甲烷是煤和围岩中有机物煤化的主要产物。褐煤中的甲烷含量较少。在煤炭开采过程中，甲烷主要来自煤层和靠近顶底板的煤层。②重烃。煤层中所含的重烃是与煤变质过程相关的产物，其成分包括20多种烷烃、芳烃等。由于煤的吸附特性，重烃的吸附能力强，而煤中的重烃组分不易产生。分解，煤粉化或高温时，会释放出重质烃。因此，在炮孔火药和井下火区爆破的瞬间，可能会加速煤层中重烃的释放，给井下生产安全带来危害。③氢气。氢气是煤在高温下热分解的产物，煤矿气流中的氢气主要在电力机车电池充电时释放出来。2)窒息性气体①二氧化碳。矿井空气中的二氧化碳除了从煤层和围岩中喷涌而出外，还会因煤（岩）氧化、火药爆破、坑木腐烂和人员呼吸等产生二氧化碳。煤层中的二氧化碳来自以下四个方面：与煤形成有关的二氧化碳，特别是在岩浆侵入区；地表生物圈生物化学氧化反应产生的二氧化碳溶解在地下水中，由地下水携带并输送到煤系地层；部分煤田二氧化碳的产生与岩浆活动有关；一些碳酸盐岩在火成岩的高温作用下会分解产生二氧化碳。②氮气。从煤、围岩和地下水样品中提取的气体通常含有氮，其来源包括以下几个方面：空气来源；保留在古代空气中的氮；有机物分解。矿井空气中氮含量增加的主要原因是煤层和围岩中的氮。由于生化作用和表观成因作用（表观成因作用是指沉积岩在潜水面以下常温常压或低温低压条件下，由于入渗水和浅层地下水。特征。是PH值降低，使岩石产生氧化物、硅质矿物和硫酸盐矿物），煤层露头附近的气体风化带会产生大量的氮。3)有毒气体硫化氢。硫化氢通常由地下水和黄铁矿之间的化学反应产生，在极少数情况下由甲烷还原硫酸盐产生。一氧化碳。矿井中出现的一氧化碳主要是地下火区和瓦斯爆炸产生的。二氧化硫。煤矿中出现的二氧化碳主要是在富硫化物煤层自燃或煤尘爆炸时产生的。二氧化氮。煤矿中二氧化氮的出现主要是火药爆破产生的。2-2我国《煤矿安全规程》矿山有害气体最高内容浓度。表2-2矿山有害气体最大内容浓度姓名最大内容浓度%一氧化碳0.0024一氧化氮0.00025二氧化硫0.0005硫化氢0.00066氮0.0042.2煤层气形成如上所述，瓦斯是煤与围岩中有机物煤化的主要产物。煤化过程中不断产生瓦斯，无烟煤阶段的瓦斯累计产生量可达400种以上。成煤过程中产生的瓦斯量，随着煤阶的增加而增加。变质程度越高，产生的气体量越大。成煤过程中产生的瓦斯量见表2-3。表2-3成煤时瓦斯量煤级褐煤长烟煤气煤肥煤焦练煤瘦煤瘦煤长烟煤愤怒68168212229270287333419级气量100441741174686但由于煤化过程中煤层埋藏深度不大，产生的瓦斯大部分散逸到大气中，煤层中的瓦斯并不多。表2-4各煤化阶段最终残气量气体成分泥炭到褐煤褐煤到烟煤沥青到无烟煤甲烷68.3161.6192.9二氧化碳167.3124.923.4从表2-4不难看出，在煤化的初级阶段，即泥炭化阶段，煤层中残留的瓦斯含量相对较低，因为在这个阶段，煤化程度不高，泥炭柔软，受埋藏深度影响。随着煤化过程的进行，煤体的结构开始初步形成，煤体中的节理和孔隙大大发育。这种结构使煤层中的气体能够被吸附和吸收。煤层中存在游离态；在煤化阶段的后期，即煤开始由烟煤向无烟煤转变时，由于此时煤体内的产气量已经很小，最终产气量在这一阶段，留在煤层中的并不多。3气体发生与迁移3.1煤层气发生情况3.1.1煤层气沿深度带状分布煤田形成后，煤变质作用产生的瓦斯通过煤层围岩中的裂隙和断层运动到地表，空气在地表生化和化学作用产生的瓦斯从煤层中运动出来。由表层到深层，从而在煤层中由浅入深形成各种瓦斯成分。千联矿业研究院按照赋存深度的不同，将煤层气自上而下划分为4个气区，具有规律性和渐进性：氮-二氧化碳区；氮区；氮区-甲烷区；甲烷区[3]，各区煤层气组分含量见表3-13-1气条内含气量气条名称二氧化碳氮甲烷%米3/吨%米3/吨%米3/吨N2-CO2胶带20~801.19~2.2420~800.15~1.420~100~0.16N2皮带0~200~0.2780~1000.22~1.860~200~0.22N2-CH4皮带0~200~0.3920~800.25~1.7820~800.06~5.27CH4皮带0~100~0.370~200~1.9380~1000.61~10.5气带的前三个带统称为气化带。在瓦斯风化带开采煤层时，相对瓦斯流出量不超过2，瓦斯对生产不构成重大威胁。产生。图3-1煤层各区瓦斯、氮、甲烷含量从图3-1可以看出，随着煤层的加深，煤层气首先以二氧化碳为主，然后逐渐转变为氮气，最后转变为甲烷。3.1.2煤层瓦斯含量影响因素如上所述，虽然煤化过程中产生的气体量很大，但大部分气体在煤化过程中消散到空气中。可见，煤层含气量不仅与产气量有关，而且主要取决于产煤量。综合分析后瓦斯运移条件和煤的保气能力，得出影响煤层瓦斯含量的因素如下：1）煤田地质历史从植物的堆积到煤的形成，经历了长期复杂的地质变化。煤层内瓦斯的产生量、煤田周围瓦斯含量的分布以及煤层向地表的运移，最终是由煤田的地质历史条件决定的。成煤后地壳的上升将加强剥蚀作用，从而为煤层气向地表运移提供条件。2)地质构造地质构造对煤层瓦斯含量的影响也很明显。例如，如果煤盆地含有大面积的阻气层和储气构造，煤层中的气体就会向储气构造运移，形成煤层气。断层会对煤层气含量产生两种截然相反的影响。开放断层是煤层瓦斯排放的通道。在此类断层附近，煤层瓦斯含量降低；闭合断层透气性差，切断煤层与地表的联系，常使闭合断面含气量增加。在封闭和半封闭背斜过渡区，由于煤层运移路线加长，瓦斯出口不断减少，瓦斯运移阻力增大，因此瓦斯含量大于两翼在相同的开采深度的结构。反之，煤层含气量下降，这是由于供气面积逐渐缩小，瓦斯向地表运移通道逐渐扩大所致。3）煤层赋存条件煤层露头的有无对煤层瓦斯含量有一定的影响。当煤层有露头时，瓦斯有利于排放；当没有露头时，气体很容易保存。此外，煤层埋深是决定煤层瓦斯含量的重要因素。对于同一煤田或煤层，在瓦斯风化带以下，煤层瓦斯压力随深度呈线性增加，反映了煤层瓦斯由深部向地表运移的一般规律。4）煤层围岩性质当围岩致密、完整、密闭时，煤层瓦斯易保存，否则瓦斯易逸散。5）煤的变质程度从表2-4可以看出，煤变质程度越高，瓦斯生成量越大。因此，在其他条件相同的情况下，煤变质程度越高，煤层含气量越大。在同一煤田中，煤吸附瓦斯的能力随着煤变质程度的增加而增加，但作为一个例外，当从无烟煤过渡到超无烟煤时，煤的吸附能力急剧下降，因此瓦斯含量大大减少。(6)岩浆活动岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响是复杂的。在岩浆接触变质作用和热变质作用的影响下，煤可以再次产生气体，由于煤变质作用的增加，吸附能力增加；但在没有气障的情况下，岩浆的高温强化了煤层，瓦斯的排放会从这方面降低煤层瓦斯的含量。因此，对于不同的煤田，岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响可能不同，需要分别分析各个煤田的具体情况。(7)水文地质条件虽然气体在水中的溶解度只有1%～4%，但在地下水活跃的地区，水对气体释放的影响不容忽视。长期受地下水影响，煤层中的瓦斯可被大量水带走，含量大大降低。3.1.3煤层气吸附理论上节讨论了煤层瓦斯含量的影响因素主要受煤层保气能力的影响，下面主要研究煤层瓦斯吸附能力。(1)煤层气吸附方程煤是包含微孔和大孔系统的双孔隙度介质。煤基质部分存在微孔，大孔隙系统由围绕煤基质的称为割理系统的天然裂缝网络组成。煤中的割理有两种：正面割理和端部割理，通常正交或接近正交，与煤层垂直或接近垂直。煤具有极其发达的微孔和大的比表面积。煤的天然孔隙度和裂隙率是煤的一个主要特征，它决定了煤的吸附量和煤的储存性能。煤气以吸附的形式储存在煤中，其吸附量与很多因素有关。由于其复杂性，有不同的气体吸附理论。1）单层吸附理论（Langmuir）等温吸附方程，是气体吸附中广泛使用的状态方程[4]，其表达式为：(3.1)式中，——吸附量，；——朗缪尔压力，Pa；P——压力，Pa；-朗缪尔卷，。2)Freundlich方程[5]，等温吸附表达式为：(3.2)和n是常数。该公式因其形式简单、使用方便而被广泛使用，但该公式纯属经验性，没有明确的物理意义。3）分子层吸附理论BET方程[6]是朗缪尔单层吸附理论的扩展，它利用朗缪尔对每个不连续分子层的单层假设动态平衡状态，并假设第一层中间层的吸附依赖于固体分子与气体分子之间的德华力，而第二层外的吸附依赖于气体分子之间的德华力。吸附是多层的，每一层都是不连续的。其表达式为：(3.3)x=p/p0式中，——蒸汽压力，Pa；——饱和蒸汽压力，Pa；-与气体吸附和冷凝相关的常数。4）Polomyi吸附势理论，认为固体吸附面附近存在势场，相邻的气体分子在该场的作用下被吸附。吸附势场的作用力大到足以在吸附剂表面形成许多吸附层。吸附层处于加压状态，该层受压最大，第二层次之；相应地，密度逐渐减小，直至降至与周围气体密度相同。.Polomyi吸附理论使用物理吸附假设来定量描述在极不均匀表面上的吸附，但没有给出表示吸附等温线的方程。5）微孔填充理论，认为对于一些微孔介质（如煤、活性炭等），其孔径与被吸附分子的大小相当，吸附可能发生在其局部空间内。吸附剂，即吸附是对微孔的体积。填充而不是表面覆盖。根据微孔填充理论，吸附膜上任一点的吸附力可以用吸附势函数A来衡量。A是分子从气相到吸附膜上该点所做的功，是a吸附量Q的函数，可由气液平衡状态求得。其数学表达式DA（Dubinin-Astakhov）方程[7]为：(3.4)(3.5)式中,——饱和吸附容量(相当于微孔体积),;——吸附特征能，；n是吸附损失的自由度；-饱和蒸气压。气体的吸附能力由上述吸附理论之一确定。煤的吸附能力通常用单层吸附理论（Langmuir）等温方程和微孔填充理论来描述。(2)煤吸附能力的影响因素煤的吸附能力不仅受煤本身性质的限制，还受温度、湿度、气体成分、粒度等诸多外界因素的影响。1）材料组成。煤的物质组成包括有机微量成分和矿物质，它们对控制煤的吸附能力起主要作用。煤的矿物质含量越高，其吸附能力越低。光亮型煤的吸附能力比暗型煤强，镜质体在所有微观组分中吸附能力最强，而稳定和惰性组分较低。2)煤级。研究表明，煤的吸附能力随着煤阶的增加而增加。即在相同温度条件下，煤阶越高，吸附能力越强。随着Rmax的增加，煤的总孔隙度增加，特别是对于小孔隙。这样，煤的孔隙比表面积增加，煤的吸附量增加，煤对甲烷的吸附能力增强。3)温度。吸附能力受温度和压力的严格影响。压力越高，吸附能力越高；温度越高，吸附能力越低。4)水分。一般认为，随着煤中水分的增加，吸附能力会下降。由于水分子可以同时被煤吸附，因此必须占据一定的表面积，导致对甲烷的吸附能力下降。但当水分高于一定值时，不再影响吸附能力，该值称为临界水分值（wc）。在煤样达到临界水分值（wc）之前，随着水分的增加，数值变小，数值增加；当达到或超过临界水分值(wc)时，水分仅覆盖煤颗粒的外表面，而,的值不再随水分的增加而变化[8]。5)气体成分。煤对不同气体的吸附能力不同，不同气体在煤表面的吸附热也不同。物理吸附力主要是德瓦尔斯力，所以更容易液化的气体更容易被煤微孔表面吸附。煤对二氧化碳的吸附能力高于对甲烷的吸附能力，对甲烷的吸附能力高于对氮气的吸附能力。6)粒度。对于煤，粒径越小，比表面积越大，吸附能力越强。但研究表明，当块煤粉碎成6-325目煤粉时，总表面积的增加很小，煤粉对甲烷的吸附能力与块煤相同。煤是相当的。3.2矿井瓦斯流量3.2.1煤层气流动状态煤层中的气体在压力下存在。对于不受开采影响的原始煤层，在瓦斯带，煤层瓦斯压力随深度增加而增加。这是一个漫长的地质时代。流到地表的结果。但这种气流速度极慢，研究中一般会忽略这种缓慢的气流。一般认为，在不受开采影响的煤层中，瓦斯处于压力平衡状态；而在受开采影响的煤层中，原有瓦斯压力平衡状态被开采破坏，引起瓦斯流动，形成瓦斯流场。影响瓦斯流动的因素很多，如煤层赋存条件、瓦斯地质条件、煤层瓦斯压力和含量、煤层渗透率和开采技术条件等，都会影响煤层瓦斯流动，但主要影响因素是气体。压力和煤层渗透率，前者是瓦斯流动的动力，后者是瓦斯流动的阻力。煤是一种多孔、多裂缝的介质，每一种孔隙中都有多种厘米大小的孔隙，还含有大量的原生裂缝和后生裂缝，煤是天然气的天然吸附剂。因此，煤中气流的性质在不同的空隙中。当孔径为cm时，由于孔径大于气体的平均自由程，气体流动表现为自由扩散或缓慢层流渗透；当孔径为cm时，气流为层流渗透，符合West定律；当孔隙或可见裂隙宽度大于cm时，气流表现为层流渗透或层流与湍流的混合过渡流。当孔径小于cm时，气流属于分子扩散。根据达西定律表达式：(3.6)式中，Q为单位时间的渗流；F——过水段；H——总水头损失；为渗流路径长度；I=h/L——水力梯度；K——渗流系数。其中，根据已知的水力学，通过某段的流量Q等于流速v与过水段F的乘积，即Q=Fv。或者，据此，达西定律可以表示为：(3.7)式中，v——渗流速度上式表明渗流速度与水力梯度的一次方成正比。表明水力梯度与渗流速度之间存在线性关系。该定律指出，水通过多孔介质的速度与水力梯度的大小和介质的渗透率成正比。在层流中，渗流速度一般不超过年30m。煤层中流动瓦斯的雷诺数由下式[9]确定：(3.8)公式，——煤层中流动瓦斯的雷诺数；流动运动粘度，m2/s；m——煤层孔隙度，m3/m3；——煤层渗透系数，；v——流速，m/s。(3.9)式中，——钻井气体流量，m3/s；——钻孔直径，m；——钻孔看煤的长度，m。取孔径0.075m，井眼瓦斯流量=3.333，煤层渗透系数，m取0.03，温度20，压力0.1Mpa时，瓦斯运动粘度=m2/s，带入上式获得流速v的公式是;v==0.0071m/s最终雷诺数为;==1.4层流雷诺数的最高临界值为12。以上设定值是我国实测的几倍到几十倍，仍小于层流雷诺数的最高临界值12。可以可见煤层内瓦斯流动符合线性规律的层流流动，只有在瓦斯喷出或煤与瓦斯突出等异常瓦斯涌出时才会出现湍流。3.2.2气体流场瓦斯在煤层中由高压流向低压，在煤层中形成一定的流动围场，称为瓦斯流场。从时间因素来看，流动类型可分为稳定流动和非稳定流动两种。前者不随时间变化，后者流场随时间变化。在煤矿实际条件下，煤层瓦斯流的流场总是随时间变化的。可见煤层气流动属于非定常流动类型。从空间几何学的角度来看，流场中气体的流动类型可分为单向流、径向流和球面流三种。(1)单向流单向流动的特点是煤层气单向流动，流线相互平行。沿煤层开挖高度大于煤层厚度的巷道时，巷道两侧煤层中的瓦斯沿与巷道垂直的方向流动，如图3-1所示。图3-1煤层气单向流动(2)径向流动径向流动是平面流动。在径向流动中，等气压力线是一组同心圆，气体流线沿圆的径向发展。在煤矿中，当石闸或钻孔垂直穿透煤层全层时，煤层内的瓦斯流动为径向流动。如图3-2所示图3-2煤层气径向流动(3)球流球流的特点是等压线是一组同心球体，气体流线沿球体径向发展。一般情况下，石门街特厚煤层、特厚煤层中的开挖头和钻孔底部可近似视为球形流。3.2.3煤层气压力及测量1)煤层气压力煤层瓦斯压力是指煤孔隙中所含游离瓦斯的瓦斯压力，即瓦斯作用于孔壁的压力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的重要因素。当煤具有相同的瓦斯吸附能力时，煤层瓦斯压力越高，煤中瓦斯含量越大。瓦斯压力在煤与瓦斯突出的发生和发展中起重要作用。煤层瓦斯压力的大小取决于成煤后煤层瓦斯的排放条件。在漫长的地质时代，煤层瓦斯排放是一个极其复杂的问题，除了与上覆地层的厚度、瓦斯渗透性和地质构造条件外，还与上覆地层的含水量密切相关。当覆盖层充满水时，煤层瓦斯压力最大，瓦斯压力与同级静水压力相等。当煤层瓦斯压力大于同级静水压力时，在漫长的地质时代，瓦斯会突破水的阻力，逃逸到地表。当覆盖层不充满水时，煤层瓦斯压力将小于同级静水压力。国外实测表明，当煤层压力测量低点在受开采影响的集中应力区时，煤层瓦斯压力测量值较高，因为煤体中的孔隙压缩可显着提高瓦斯压力值。.在煤层赋存条件和地质构造条件变化不大的情况下，同一深度各煤层或同一深度各位置的煤层瓦斯压力相近。在地质条件不变的情况下，各层气压随深度的变化规律用下式描述：(3.10)式，——H深度处的气体压力，Mpa；风化带深处的气体压力，取0.15~0.2Mpa；气体风化带，m；——距地表的垂直深度，m；M——气压梯度，MPa/m。根据我国各煤矿瓦斯压力随深度变化的实测数据，瓦斯压力梯度m一般在0.007～0.012MPa之间变化，而瓦斯风化带深度则从几米到几百米不等。2)确定测量煤层瓦斯压力时，通常75mm从围岩巷道（石门或围岩钻井场）钻一个直径为50~的孔进入煤层。测压封口法分为灌装法和封口装置法。其中，保压法是应用最广泛的测压密封法。使用这种方法时，钻孔后，先用水清洗孔，然后在孔中放置测压管，最后用填充材料将孔密封。图3-3人工封孔填法示意图1—测压前端；2——量规盘；3——填充材料；4——木楔；5—测压管；6—压力表；7—钻孔为防止测压管堵塞，可在测压管前端焊接直径略大于测压管直径的筛管或直接在测压管壁上冲孔筛管管子。为防止填充物堵塞测压管前端，在测压前端后部焊接有限位盘。填料可以手动或通过风压送入钻孔5m。此时，水泥砂浆借助喷雾罐从孔底逐渐填充至孔口，气密孔深度可达104煤层气预测理论煤层气的生成、聚集和运移受一定地质条件控制。地质条件的差异往往导致煤层瓦斯在垂直和水平方向上分布不均，从而导致瓦斯在不同的矿区（或矿井）、不同的煤层和不同的地区出现。的不平衡。高瓦斯矿有低瓦斯区，低瓦斯矿有高瓦斯区。近年来，一些低瓦斯矿山瓦斯异常区发生了一些重大瓦斯事故。因此，通过研究矿山瓦斯地质规律来预测和评价未开采区瓦斯分布具有重要的理论和现实意义，对指导矿山通风设计和开采部署具有重要的理论和现实意义。矿井，有针对性地采取瓦斯防治措施。4.1煤层瓦斯含量预测煤层瓦斯含量预测的目的是通过对煤层瓦斯含量的分析，预测矿井瓦斯的涌出量，从而有针对性地采取各种瓦斯控制措施。4.1.1源预测法源头预测法是指通过对涌气源的研究，在产生瓦斯的每个位置测量涌气量，总和即为矿井的总涌气量。1）矿井瓦斯涌出构成关系矿井瓦斯涌流组成关系见图4-1。矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出出回采面瓦斯涌出已采采空区瓦斯涌出矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出出回采面瓦斯涌出已采采空区瓦斯涌出工作面采空区瓦斯涌出掘进面瓦斯涌出其他开采层瓦斯涌出邻近层瓦斯涌出煤壁瓦斯涌出落煤瓦斯涌出2）工作面瓦斯排放工作面瓦斯排放量预测以相对瓦斯排放量表示，以24h为预测周期，采用下式计算。(4.1)式中，q采——采面相对瓦斯排放量，m3/t；q1——矿层相对瓦斯排放量，m3/t；q2——相邻层的相对气体排放量，m3/t。3)开挖面涌出的瓦斯量掌子面瓦斯排放预测以瓦斯绝对排放量表示，计算公式如下(4.2)式中，qexcavation——开挖面绝对瓦斯排放量，m3/min；q3——开挖面巷道煤壁瓦斯排放绝对值，m3/min；q4——从掌子面落煤的绝对瓦斯排放量，m3/min。4）生产矿区瓦斯排放(4.3)式中——生产矿区相对瓦斯排放量，m3/t；——生产矿区采空区瓦斯排放系数，——第i个工作面的相对瓦斯排放量，m3/t；——第i个工作面的日产量，t；——第i个开挖面的绝对瓦斯排放量，m3/min；——生产矿区日均产量，t。5)煤矿瓦斯排放(4.4)式中，q井——矿井相对瓦斯排放量，m3/t；qi——第i个生产矿区的相对瓦斯排放量，m3/t；Aoi——第i个生产矿区的日均产量，t；——采空区瓦斯排放系数，6)喷气不均匀考虑到各区域涌气不平衡情况，采用子源预测法预测的各区域涌气量需乘以涌气不平衡系数Kn。4.1.2矿山统计煤矿瓦斯排放与开采强度和开采深度有关。开采强度越大，煤层破碎量越大，吸附瓦斯越多成为游离瓦斯，瓦斯涌出量越大；开采深度越深，煤层瓦斯含量越大，煤层瓦斯压力越大。即煤层的开采深度，它反映了煤层瓦斯含量和煤层瓦斯压力两个指标。综合来看，该方法认为在一定煤层厚度条件下，矿井瓦斯排放量与开采强度、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯压力有关。接缝。气体统计方法客观地反映了上述相关性。统计方法是根据生产矿山或生产水平，在过去生产过程中积累大量不同深度的相对气涌量和深度数据，通过整理分析找出相互关系的统计规律,计算相邻的新气体。矿山或深部水平瓦斯排放的方法。如果预测区地质、采矿等因素无明显变化，预测结果可以满足工程需要。首先找出矿山开采深度和瓦斯排放的表格函数。表格如下表4-1矿山开采深度与瓦斯排放对应表加权平均开采深度（米）相对气体排放量（m3/min·t-1）接下来，绘制作为深度函数的气体涌出量。以矿山加权平均开采深度为横坐标，相对瓦斯排放量为纵坐标，绘制瓦斯排放量随开采深度的变化曲线。如图4-2所示。通过扩展这条曲线，可以预测深层气体排放。图4-2矿井相对瓦斯排放量与开采深度的关系加权平均挖掘深度可计算如下：(4.5)式中,——加权平均开采深度,m;——统计期内第i个采煤断面的平均开采深度，m；——统计期内，第i个采煤工段的煤炭产量，t。气体排放梯度为(4.6)式中，——气体排放梯度，m/（m3/t）或t/m2；,——两个已知的甲烷带开采深度，m；,——深度对应的相对气体排放量，m3/t；n——指数系数，当大部分煤田处于垂直深度时，n=1。1000m当已知气体排放梯度和气体风化带的下限深度时，可通过下式预测相对气体排放量。(4.7)或者(4.8)式中：——预测深度处的相对气体排放量（m），m3/t；——气体风化带下边界开采深度，m；——气体排放深度增加率，t·m/m3；——气体风化带下边界的相对气体排放量，=2m3/t。-预测相对于气体排放的埋深，m；，气体风化带下限或H1的相对气体排放量，=2m3/t。这里的瓦斯排放量预测是针对矿山的，瓦斯排放量是指相对量。事实上，也可以预测绝对气体排放量。瓦斯排放也可以根据采煤工作面或隧道工作面进行预测。用统计方法预测气体排放量时必须注意以下两点：第一，该方法仅适用于已开采瓦斯带以下1～2层的矿山，外推深度不宜超过100～200m。应该更小。否则，错误可能会增加。其次，累积的气体排放数据必须至少有一年的历史，累积的数据越多，准确度越高。)越相似，预测越可靠。否则，应根据相关数据进行相应的修正，或根据相似程度进行分区预测。4.1.3画法在一些缓坡煤层和深部矿井中，瓦斯排放梯度不是恒定的，即相对瓦斯排放量与矿井深度之间的关系是非线性的。在这种情况下，使用映射方法更方便地推断预测深度处的相对气体流出量。如图4-3所示。图4-3矿井相对瓦斯排放图为了直观地表达矿场空间内相对涌气量的变化规律，从而更可靠地预测涌气量，最好在矿山开采上标出各开采区域的相对涌气量水平地图与时间。数量。并将气体排放量相同的点连接成一条曲线（如底板等高线），作为外推预测的依据，如图4-3所示。该瓦斯排放等值线图可以清晰地反映瓦斯排放在煤层方向和倾角上的变化情况，对于预测不同区域瓦斯排放非常方便。4.1.4回归分析回归分析是一种用于分析和处理变量之间相关性的数学统计方法。它可以帮助我们判断几个具体变量之间是否存在相关性，找出它们之间合适的相关性方程表达式，以及如何利用得到的经验公式来达到预测、控制等目的。煤矿瓦斯排放与煤层瓦斯含量、煤层瓦斯压力、煤矿开采方法和技术、生产水平、地质构造、煤层含水量等多种因素有关。我们应用回归分析的方法找出相关因素，找出涌气量和相关因素的函数表达式，然后用函数表达式预测矿井涌气量，控制瓦斯的预测精度喷出量到一定值的圆周。观察因变量和自变量在笛卡尔坐标中的分布形状。1)回归线的确定让回归线方程为(4.9)根据统计数据确定常数a、b，确定回归线。2）回归线的简化计算当观测数据的数量比较多时，上述方法可以简化，加减一个常数或将原始数据乘以一个常数，然后在计算x、y、...、...时进行修改[10]。使用简化的方法进行计算，可以大大减少工作量，在实际工作中经常使用。3)相关系数其含义是指观测数据与回归线的吻合程度。其取值范围为：-1<r<1r越接近1，X和Y的关系越密切，反之，关系越不密切。图4-4相关系数的不同值反映了结果4）相关系数的显着性检验相关系数的显着性检验是样本相关系数与总体相关系数的差异检验。图4-5相关系数的显着性检验表4-2相关系数显着性检验表 αn-20.0050.001 αn-20.0050.00110.9971.000二十一0.4130.52620.9500.990二十二0.4040.51930.8780.959230.3960.50540.8110.917240.3880.49650.7540.874250.3810.48760.7070.834260.3740.37470.6660.798270.3670.36780.6320.765280.3610.46390.6020.735290.3350.456100.5760.708300.3490.449110.5580.684350.3250.418120.5320.661400.3040.398130.5140.641450.2880.372140.4970.623500.2730.354150.4820.606600.2500.325160.4680.590700.2320.302170.4560.575800.2170.283180.4440.561900.2050.267190.4330.5491000.1950.254200.4230.5372000.1300.181注：n——自由度。①计算相关系数：②给定显着性水平α，找出对应的临界值③比较and和的大小；如果≥，则X和Y之间存在线性相关，并且r在显着性水平α处显着。如果<，则X和Y之间没有线性相关性，并且r在显着性水平α上不显着。5）使用回归线方程进行预测和控制残差标准差(4.10)式中，Q为残差平方和，n为数据的对数。根据正态分布的性质，我们知道Y0落在Y0±S范围内的概率为68.3%；Y0落在Y0±2S范围内的概率为95.5%；Y0落在Y0±3S范围内的概率为99.7%。由上可知，残差标准差越小，从回归方程中预测的Y值越准确，可以作为预测的准确度。图4-6回归方程预测图需要指出的是，回归方程的适用范围一般只适用于原始观测数据的变化范围，不能随意扩大。如果需要扩大使用范围，则需要有足够的理论基础或进一步的实验数据。4.2煤层瓦斯突出预测理论4.2.1概述煤层岩层突出风险预测分为非突出危险煤层岩层、突出危险煤层岩层、突出危险煤层岩层突出危险区。具有突出危险区的煤层和岩层属于突出危险煤层和岩层，煤层和岩层中的突出危险区具有局部分布的特点。据统计，煤层突出危险区面积为矿区面积的5%～7%。在不同矿山的突出危险砂岩中，突出危险带的位置差异很大。由于突出危险区的局部性，煤层和岩层的突出风险预测应根据建井和开采技术分为两个阶段。第一阶段是在地质勘探期间或直接在矿山建设期间预测煤层或岩层的突出风险；第二阶段是预测突出危险区的存在和分布，在煤层进行采矿作业或沿突出危险砂岩突出风险预测驱动巷道。为了预测煤层和岩层的突出危险性，需要有非突出危险性、突出危险性煤层和非危险区岩层性质差异的数据，以及信息关于这些属性的临界值。为了预测突出危险区，需要有突出危险区和非突出危险区突出危险煤层和岩层性质差异的数据。目前尚无预测或评估煤层突出风险的标准方法。日预测法主要用于开挖作业。突出危险区日常预测的依据是：随着巷道工作面的推进，连续测量（区间2~3m）反映煤层破坏程度的指标。这些方法是基于突出危险区和非突出危险区煤层的化学物理性质和瓦斯动力学特征的差异。考虑到突出危险区的位置，规定在开采过程中应不断确定煤层的突出风险指标。.4.2.2煤层突出风险预测方法第一种突发预测方法是确保工人的安全。然而，在突出危险煤层的非突出危险区缩小昂贵的防突出措施的应用范围也是突出风险预测的一个重要方面。煤层的突出风险由三个因素决定：矿井压力、瓦斯和煤层的物理力学性质。含气煤的含气因子、物理力学性质和结构性质的影响必须考虑密切相关。矿井压力和煤体中存在的瓦斯能是煤层的势能，在突出过程中转化为破坏功。在突出的最小深度，由矿井压力和瓦斯能量确定的动态参数足以形成危险状态。，不同变质程度的煤层具有不同的最小突出深度。在最小突出深度以下，煤层中的动态参数具有足以产生突出危险状态的恒定值。但是，由于突出危险的地带性特征，动力因素是煤层处于突出危险状态的必要条件，而不是充分条件。在实践中，煤层突出风险的预测方法主要有：1）根据井眼涌出瓦斯初速度预测煤层突出危险区为测量瓦斯涌出的初速度，43m沿巷道行进方向从工作面至煤层钻孔至所需深度（如图4-7所示）。在每个钻孔段上，用密闭器密封钻孔，并在橡胶密封圈和钻孔的底部留下一个测量室。沿钻孔长度，0.7m每隔一次测量一次气体涌出的初速度。当钻孔被检查到时1m，停止钻孔，取出钻杆，将密封剂放入钻孔中，密封0.5m测量室长度为100，0.7m图4-7井眼气涌速度测量示意图1—钻孔；2——封口机；3—测量室；4—探测器钻孔后应立即封孔，开、停钻具清孔的时间计入总时间。从钻孔结束到开始测量的总时间不应超过2分钟。封孔后，用小橡胶管连接封孔器的喷嘴，测量钻封腔的气体涌出速度（即气体流量）。如果某段测得的初始注气速度值比上一段下降15%以上，则停止钻井，如果在测量初始注气速度时没有初始注气速度下降的段，则检查是否超过钻孔深度3.5m。将在初始气涌速度下降段测得的初始气涌速度值与临界值进行比较。根据煤的变质程度，确定的临界值为：当<15%时，=5L/min；15%20%时，=4.5L/min；20%30%时，=4L/min；>30%时，=4.5L/min煤的挥发分含量根据矿层平均值确定，也可以在准备巷道和工作面取10个煤样更准确地确定。2)采煤位置煤层突出风险预测缓坡陡峭煤层及夹层的突出危险性可根据瓦斯涌出速度和煤体强度进行预测。当开挖巷道工作面不小于煤层法线方向3m时，在煤层中钻取1、2、3三个检查孔，取煤样，测量瓦斯排放量，准确确定煤层厚度接缝，如图4-8所示。图4-8采煤前煤层突出风险预测示意图煤层穿透后不超过2分钟，在两个钻孔中测量了瓦斯涌出率。密封测量室的长度应等于煤层的厚度。沿厚度以上各层取煤样0.2m，测定煤的碘指数和硬度，取瓦斯排放量q和碘指数的最大值和硬度f的最小值进行判断，判断标准为如下;当q2L/min、3.5mg/g、f0.6同时满足时，裸露煤层的煤层状态评定为非突出危险煤层；上述三项指标中任一项不满足上述条件的，则认为煤层具有突出风险。5煤矿瓦斯灾害与防治煤矿瓦斯相关事故可分为瓦斯爆炸、煤与瓦斯突出、瓦斯窒息三类。在低瓦斯矿井中，通过分析上述事故的原因，可以找到相应的预防措施。5.1瓦斯爆炸及预防5.1.1瓦斯爆炸原因分析分析研究瓦斯和煤尘爆炸的原因，对于正确、科学地管理煤矿井下开采工程产生的可燃气体，预防事故发生具有重要意义。根据与瓦斯爆炸结果的相关性，瓦斯爆炸事故的原因可分为直接原因和间接原因。所谓直接原因，是指由于点火源的存在及其点火机理而引起的燃气等可燃气体的点火。矿井中有许多不同性质的点火源，如火焰、火花、热表面、压缩热等。这些热源大多由以下条件和设备产生：电气元件、机械。爆破和火药，以及枪支发射器、安全灯、明火、自燃、地下火灾、摩擦静电火花等。煤矿井下，由于实际生产中局部区域风流故障（如风停、通风能力低、风流短路等），往往会产生瓦斯积聚，或产生足够浓度的煤尘达到爆炸极限附近的浓度。，我们把这种原因引起的瓦斯爆炸称为间接原因。5.1.2导致气体爆炸的条件在化学上，气体爆炸是一种热链式反应（也称为链式反应）。当爆炸性混合物吸收一定的能量（通常是点火源给予的热能）时，反应分子的链断裂，解离成两个或多个自由基（也称自由基）。这种自由基具有很大的化学活性，成为连续反应的活性中心。在合适的条件下，每个自由基可以进一步分解产生两个或多个自由基。这样，自由基越来越多，化学反应速度越来越快，最后可以发展成燃烧或爆炸的氧化反应。因此，瓦斯爆炸本质上是一定浓度的甲烷与空气中的氧气在一定温度的作用下发生剧烈的氧化反应。其化学式为：瓦斯爆炸必须满足三个基本条件：一是空气中的瓦斯浓度达到5%～16%；第二，要有高温热源；三、空气中含氧量不低于12%。如图5-1所示。图5-1气体爆炸三角形1)气体浓度当空气中沼气含量低于5%时，遇到高温火源一般只燃烧，不会爆炸。但是，如果井中含有其他爆炸性气体，这种混合爆炸性气体的爆炸极限会有很大的变化，很可能会下降到5%以下。因此，绝对不可能机械地认为沼气含量低于5%时沼气含量永远不会爆炸，而改变或增加安全法规中规定的最大内容沼气含量是绝对不可能的。（国家安全法规规定风流中的沼气含量不得超过1%，当地的沼气含量不得超过2%）。当空气中沼气含量大于16%时，一般不会发生爆炸。这是因为沼气含量的增加会减少空气中的氧气。缺氧不利于沼气的燃烧和爆炸，因为沼气会吸收热量。量比较大，燃烧时放出的热量被多余的沼气吸收，不会引起更剧烈的燃烧和爆炸。但不能瘫痪，因为如果矿井空气中含有其他爆炸性气体，即使沼气含量超过16%，仍然会发生爆炸。如果不含其他爆炸性气体，虽然沼气含量超过16%，虽然不会爆炸，但有严重的窒息作用。一般情况下，空气中沼气的含量只有5%以上，低于10%时遇火就会爆炸。9.5%含量的爆炸最为猛烈。2）高温热源点燃气体所需的最低温度称为着火温度，它与空气中的气体浓度、氧气含量和初始压力以及供给的性质有关。煤矿明火、煤自燃、电火花、热金属表面，甚至撞击或摩擦产生的火花（上述间接原因）都可能点燃瓦斯。实验表明，最容易被电火花点燃的气体浓度为8.3%～8.6%。3)氧含量由瓦斯爆炸三角可知，即使瓦斯浓度达到爆炸极限且有高温点火源，如果氧气浓度很低，也不会发生爆炸，如图5-1所示，当氧气浓度下降到12%时，混合气就会失去爆炸性。5.1.3防止气体爆炸的措施由于瓦斯爆炸事故的发生是三个因素同时作用的结果，只要阻断其中任何一个因素，就可以达到防止瓦斯爆炸的目的。在瓦斯爆炸的三要素中，由于《条例》规定地下作业场所的氧气浓度不得低于20%，因此不可能防止瓦斯爆炸降低氧气浓度。因此，应从其他两个条件入手，防止瓦斯爆炸。爆炸的目的。根据煤矿积累的经验，可归纳如下：1)防止气体聚集气体聚集是指局部空间内气体浓度达到2%，体积超过0.5的现象。防止气体积聚的方法包括：(1)加强通风。将地下涌出的瓦斯用适当的风量稀释后排放至地面，是防止瓦斯积聚的基本措施。为此，应做到：合理选择通风系统，正确确定矿井风量，合理分配，让所有井下用户都能使用。风场有足够的风量；采用机械通风，风机的安装和使用严格按照《规定》第一百二十六条的规定；每个生产层级和每个矿区必须设置单独的回风通道，实施分区通风。(2)及时处理积气。加大对积气部位的风量和风速，对气体进行稀释或封堵，必要时进行排水处理。2）防止气体点燃防止气体引燃的原则是消除一切非生产所需的热源，严格管理和控制生产中可能产生的热源，防止其产生或限制其引燃气体的能力。5.2局部异常涌气防治低瓦斯矿井虽然很少发生瓦斯突出，但仍存在矿井局部瓦斯异常。这些位置的存在已成为煤矿安全生产的重要隐患。因此，有必要对每个位置进行分析，分别采取措施。，确保煤矿安全。一般来说，在低瓦斯矿井中，瓦斯需要监测的地方和情况主要有：煤巷、巷道顶板形成的空腔、刮板输送机和采煤机底部凹槽附近、拐角处。工作面和采矿机。空旷地带等。上述场所应根据实际情况采取必要的气体控制措施。5.2.1开挖煤巷的预防措施1）降低爆破瞬间的涌气强度爆破工作面全断面爆破时，爆破后会出现瞬间的气涌峰值，导致回风气流中的瓦斯浓度在几分钟或十分钟内超限。目前车集煤矿采用预爆破开挖工作面和无动力回风巷，人员全部疏散至全负压通风道。第二炮在可靠条件下进行，基本降低回风中多余气体浓度，防止气体事故。2）在爆破时增加气流稀释和排放气体。掌子面增设后备供气设备或反旋流器，在爆破期间，及时增加隧道稀释放气的通风量。采用实时瓦斯监测方式，巷道内电气设备防爆。性能和断电措施有利于提高隧道掘进效率，缩短爆破过程气体排放时间，保障爆破安全。3)确保安全爆破的措施在爆破管理中，严格执行“三人联锁”和“一发三查”制度，严格按照爆破、使用水炮泥、爆破的有关规定执行。喷雾器。为确保安全，工作面和回风采用瓦斯监测设备，实时监测爆破后瓦斯排放的全过程。爆破机和验瓦机采用智能气体监测仪，随时监测气体变化，爆破后进行人工气体检测和处理。工作表面安全。4）加强开挖巷道的通风管理为保证隧道内送风的可靠性，局部通风机采用高性能反旋风风机和双风机自动换闸启动设备；设有风电阻气装置，风机由专人管理，提高风道管理质量，严禁无计划停电大风，完善瓦斯排放系统。5)隧道煤壁注水巷道煤壁短孔注水可以减少瓦斯从煤壁中的涌出量，降低巷道瓦斯浓度和爆破时瓦斯浓度。实践证明，效果非常明显。形成了防治瓦斯的有效手段。在开挖施工过程的间歇期，通过工作面短孔高压注水，降低爆破时煤层的瓦斯涌出速度，同时也减少了煤尘的产生。5.2.2巷道落孔局部堆积气体治理措施在巷道中，由于围岩向开挖空间的挤压，局部可能存在山脊和顶板。顶板崩落后形成崩落洞，容易积气，需采取适当措施防止崩落空间内积气。1)导风板法高顶空间下方支架顶梁上的钉挡板，将部分风流引导至高危区域，将气体吹走。如图5-2所示。图5-2导风板引气放气2）填充更换方法在棚梁上铺设一定厚度的木板或京巴，然后用黄土或沙子填满，以排出积气。如图5-3所示。图5-3顶板塌陷区瓦斯聚集的充填置换方法3)风道分支排放法在有风管的巷道中，可以在从顶棚出来的风管上加一个“三通”，也可以安装一个小口径的分支风管，给顶棚空腔送风，排除积存的气体。如图5-4所示。图5-4风管分支法处理落顶区瓦斯聚集5.2.3刮板输送机和采煤机底槽附近积气处理措施(1)输送机底槽下方所有焊接铁板均隔离。(2)在机头和机尾与煤溜槽侧面一定距离(50~)处钻孔，60m将风道吹向底部溜槽，将积气吹走。(3)在采煤机的切割部分或牵引部分安装小型局部风扇或水力喷射器，将积气吹走。(4)增加工作面进气量，将风速提高到最大内容值，以稀释和带走采煤机附近积聚的瓦斯。5.2.4采煤工作面角部局部堆积瓦斯治理措施工作面边角靠近煤壁和采空区一侧，风速很低，局部处于涡流状态。这种涡流使从采空区喷出的气体难以进入主风流，从而使高浓度气体在上角附近循环并聚集在涡流区，形成上角气体溢出。如果工作面拐角处有滞后柱，除了上拐角处存在涡流区外，顶排附近还会有微风区，采空区漏气会在此聚集，即更有可能形成上角。气体溢出。最常用的方法如下：1）风障排水法在工作面拐角附近设置风障防火木隔墙，迫使一部分风流过上拐角，排除积气，如图5-5所示。图5-5风障排水法处理上角积气2)风道导向及排风方式它可分为三种导向和排放方式：液压喷射器、电风扇和压力喷射器。如图5-6所示，风管进风口设置在上角的聚气点，工作面的部分风流流过上角进入风管口时，气体可以稀释并带走。图5-6水力喷射消除上角积气1—水管2—导流板3—喷射器4—挡风板3)Endlane排放法打开进回风巷后面的接触眼的气密性，在工作面回风巷加装调节风门或悬挂风幕，迫使一部分气流漏入采空区冲走瓦斯积聚在上角，气流最终通过接触眼放电，如图5-7所示。图5-7工作面端巷导气示意图6瓦斯预测与综合防治技术应用崇州矿区属于低瓦斯矿区，但瓦斯危害依然存在，特别是无煤开采实施后，瓦斯涌出受地质和采矿双重影响，瓦斯治理难度加大。近年来，南屯煤矿研究了主煤层三层煤的瓦斯赋存和涌涌规律，获得了一套适用于低瓦斯煤矿无煤柱开采的瓦斯防治技术措施。.6.1南屯煤矿简介南屯煤矿是一座年设计产能150万吨的大型生产矿山。改扩建后，该矿2009年核定产能485万吨/年，2009年煤炭实际产量354万吨。矿井通风方式为中央平行一翼斜混抽式，副井、主轴、混井进风，中央风井、白马河风井回风。中央风轴装有两台2K60-5NO.28轴流风机，风机排风量8171m3/min，负压2200Pa，主风机效率71%。白马河风轴装有两台2K60-4NO.24轴流风机，风机排风量7240m3/min，负压1300Pa，主风机效率42%，总进风量矿井所需风量为/min14275m3，南屯煤矿3煤层瓦斯含量的测定6.2.1影响矿区瓦斯含量的主要地质因素在矿区不同深度和构造位置测量了6个煤层瓦斯压力，采集并测量了10个直接瓦斯煤样和31个间接瓦斯煤样。实测数据显示，南屯矿区3号煤层瓦斯含量为1.11~4.98m3/t，平均为2.94m3/t，大面积属于氮带，为与勘探提供根据实测数据绘制了该矿区3号煤层瓦斯含量等值线图，并进行瓦斯地质定性分析。不整合造成的上覆沉积岩性组合的存在；岩性组合的横向差异；井场中小型构筑物及其组合；煤层埋深（或上覆基岩厚度）等。6.2.2测量方法及测点布置分为早、中、晚三班。对于每个设定的测量点，需要分别测量气压、风量、气体和二氧化碳浓度。测量工作应符合下列要求：1）每个点至少测量3次风量，取平均值；2）在巷道气流的上、中、下部分别测量3次瓦斯浓度，取平均值；3)应在巷道气流的上、中、下部分别测量3次二氧化碳浓度，取平均值。4）记录气压值时，待气压表稳定后再读取；5)共从12个测点、综采工作面3个测点和沿空掘进3个测点取样，通过色谱分析分析每个测点的瓦斯浓度。根据瓦斯品位识别设点原则，全矿共33个测点，7个计算点，分别为全矿、中风竖井、三矿区、七矿区、九矿区。面积，-350m水平和-432m水平。，各测点名称及所选点的控制范围见表6-1。表6-1测点布局及控制区域测量点编号测量点名称测量点的性质控制圈1满矿计算点满矿2-350m等级计算点等级3白马河气井侧翼三、七矿区部分、-432m水平部分4中央空气轴计算点八、九矿区部分、-432m水平部分5南汇峰石门侧翼三矿区部分，-432m水平部分6汇丰石门侧翼七、九矿区部分7粉末杂志粉末杂志续表测量点编号测量点名称测量点的性质控制圈8三才区计算点三才区91、三采东回风矿区测量点三矿区部分101.三收西回风矿区测量点三矿区部分11-290轨道车道三矿区部分12七彩区计算点七彩区13七彩西风矿区测量点七个矿区14七采归山矿区测量点七个矿区15-290汇丰东矿区测量点七个矿区1673个19岁以下综采工作面采煤点脸1773上升23下降开挖测量点头部1873日23日顺开挖测量点头部1973对23入架开挖测量点头部20酒策区计算点酒策区二十一北翼返回矿区测量点九矿区部分二十二东翼回归矿区测量点九矿区部分2393对12综合崩落面采煤点脸249305夏顺开挖测量点头部25探索什才区的小巷开挖测量点头部26-432m等级计算点等级27-432m水平中央回风巷水平测量点水平部分28-432m水平测量点水平部分29第十一矿区汇丰巷矿区测量点十一矿区301701机采工作面采煤点脸31中巷1610号开挖测量点头部321602上槽开挖测量点头部33-432m总回报胡同开挖测量点头部气体排放量为：Q-350m=Q1-Q27-Q28Q-432m=Q27+Q28__Q中央空气轴=Q5+Q6+Q7Q三采=Q9+Q10+Q11+Q5-Q27Q七挖矿=Q13+Q14+Q15+Q17+Q18+Q19Q九挖矿=Q21+Q22-Q17-Q18-Q19Q矿=Q3+Q5+Q6+Q7每个测量点的气体排放汇总见表6-2。表6-2各采区开挖及采煤工作面瓦斯识别数据表地方相对CH4(m3/t)相对CO2(m3/t)绝对CH4(m3/min)绝对CO2(m3/min)7323尚顺0.887.230.120.397323下来0.551.780.090.291602尚顺0.511.270.020.0593尚09尚顺频道0.713.90.040.2293上03中巷0.563.780.040.277319张脸0.090.290.20.941701