顺通煤矿W1151工作面瓦斯参数测定及抽采可行性、必要性研究

页共39页前言0.1、概述新疆神新发展有限责任公司吉木萨尔县顺通煤矿（以下简称顺通煤矿）隶属神新发展有限责任公司，行政区划隶属新疆吉木萨尔县管辖，矿区位于新疆昌吉回族自治州吉木萨尔县西南水溪沟一带，中心坐标为：东径88°56′55″；北纬43°56′54″。行政区划属吉木萨尔县新地乡管辖，矿区呈北西南东方向延伸的长条状，长4.1km，宽0.8km，面积3.26km2。新疆煤炭安全监察局以新煤安监发[2008]207号下发了“关于新疆神新发展有限公司顺通煤矿30万吨/年安全专篇的批复”。2008年至今矿井一直在建设施工，矿井施工建设情况与批复的设计基本一致，目前地面水电、道路工程、生产及行政福利设施大部分已建成，井下开拓及采区工程已施工完成，运输及辅助运输，采、掘工作面设备已安装。矿井在A5煤层W1151工作面运输顺槽探水钻孔中发现了瓦斯外溢现象。为探明A5煤层瓦斯赋存情况，2014年12月，新疆神新发展有限责任公司吉木萨尔县顺通煤矿特委托煤科集团沈阳研究院有限公司对矿井W1151工作面进行瓦斯基础参数测定及抽采可行性研究工作，经过两个月完成了井下测定工作，并于2015年2月编制完成了《顺通煤矿A5煤层W1151工作面瓦斯基础参数测定及抽采可行性研究报告》。本次报告的编写是在井下实测的基础上进行的，测定的煤层瓦斯基础参数包括W1151工作面A5煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤对瓦斯的吸附常数、孔隙率、煤层钻孔瓦斯流量衰减系数及工业分析等。0.2、编制依据（1）、国家安全生产监督管理总局《煤矿安全规程》（2011）；（2）、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》AQ/T1047-2007；（3）、《煤的甲烷吸附量测定方法》（高压容量法）MT/T752-1997；（4）、《新疆神新发展有限责任公司吉木萨尔县顺通煤矿初步设计》及《安全专篇》新疆煤炭设计研究院有限责任公司.2014.6；（5）、《新疆吉木萨尔县顺通煤矿详查地质报告》.新疆第九地质大队.2006.5；（6）、煤矿提供的资料、现场调查了解收集的资料。

1矿井概况1.1井田概况1.1.1交通位置矿区位于新疆昌吉回族自治州吉木萨尔县西南水溪沟一带，中心坐标为：东径88°56′55″；北纬43°56′54″。行政区划属吉木萨尔县新地乡管辖，矿区呈北西南东方向延伸的长条状，长4.1km，宽0.8km，面积3.26km2。矿区距吉木萨尔县城西南方向约16km，距三台电厂30km左右，距乌鲁木齐市运输距离156km。矿区内有7km砂石路面与省道S303相接，各种公路运输工具均可到达矿区，外部交通条件较为便利。见图1-1。图1-1矿区交通位置图1.1.2地形地貌井田地处天山东段北麓、准噶尔盆地南缘，地形特点是南高北低，南部为古生界地层组成的高山剥蚀区，切割强烈；中部为中生界地层组成的低山—丘陵区，切割中等；北部为新生界地层组成的堆积斜坡平原区。最低海拔+600m，最高海拔+1600m，一般为+1000m左右，相对高差300～400m之间。井田内地形为构造剥蚀丘陵地形和洪积台地，矿区东部基岩出露较差，多被第四系黄土覆盖形成洪积台，西部则是丘陵、山地，基岩出露较好。矿区总体地势东西高、中部低，东西由一系列圆形小山梁和小山包组成的低山丘陵地貌，中部则为南北向的干沟，海拔+960～1080m，相对高差150m。矿区内除矿山建筑外无其它地面建筑物。1.1.3地面水系井田内无长年性河流。仅中部有一条干沟河为季节性河，其它各小支沟常年无水，在有地表降雨或融雪时形成地表流水汇入干沟河。井田东部，距井田东界约1.2km有一条水溪沟河，该河水发源于南部高山区，流域面积270km2，流向由南向北，最大流量1.013m3/s，最小流量0.104m3/s，平水期流量0.53m3/s。河水水质较好，清澈透明，水化学类型为HCO3·SO4—Na·Ca，溶解性总固体515.2mg/L，PH值8.4。目前，沿河企业及居民均以该河水作为生产、生活水源。也是附近唯一可利用的水源。1.1.4气象特征及地震井田矿区属大陆型干旱气候区，年均气温约7°C，极端最高气温37°C，最低﹣29°C。日照2862h/a，年降水量204mm，最大过程降水量：37.3mm，蒸发量1866.4mm。无霜期149d，冰冻期136d，冻土深度1.2m。春季为多风季节，风向东偏南，风力一般为3～4级，最大可达6级。矿区为7度抗震设防烈度区，地震动峰值加速度为0.15g。1.2地层井田属吉木萨尔地层小区，出露小面积的三叠系上统郝家沟组（T3h），井田内出露地层主体为侏罗系八道湾组（J1b）及第四系地层。现由老至新分述如下：1.2.1三叠系上统郝家沟组（T3h）该组地层分布于工作区东北部及西部，沉积建造以一套湖相沉积为主，次为河流相沉积，主要岩性为灰绿色泥岩、泥质粉砂岩，频繁出现中-细砂岩的薄夹层，顶部有炭质泥岩薄层及微细煤线出露。未见顶，厚度大于36.73m。该组与上覆的下侏罗统八道湾组为假整合接触。1.2.2下侏罗统八道湾组（J1b）该组为勘探区地层主体，在区内大面积分布，依据岩相、岩性特征划分为上下两个岩性段。上段地层分布于井田的东南部，下段地层为矿区主要含煤地层，在井田内广泛分布。现详细描述如下：（1）八道湾组下段（J1b1）主要岩性为灰色-灰黑色砾岩、砂砾岩、中-粗砂岩、细砂岩、泥岩、炭质泥岩和煤层组成。属河流相-沼泽相沉积，可见多个沉积旋回，旋回一般以砾岩或含砾粗砂岩等河流相沉积开始，以炭质泥岩或煤层等沼泽沉积结束。由于各旋回沉积厚度、物质成分的差异，形成了上、下两个聚煤层位,下聚煤层分布有3个编号煤层（A1-A3）及7个未编号薄煤层或煤线；上聚煤层位分布有4个编号煤层（A4-A7）及9个未编号薄煤层或煤线。该岩段共含编号煤层7层，由下而上为A1～A7，其中A2、A4、A5号为全区可采煤层，A1、A6号为局部可采煤层，A3、A7煤层不可采（局部地段有可采点）。最底部的A1煤层距该岩段底界间距为93.90m，顶部A7煤层距该岩段顶界间距为112.46m。地表各煤层大部火烧，与上覆八道湾组上段整合接触，地层厚度158.15～359.33m。勘探线剖面控制该段地层厚度由西向东依次为：Ⅰ线206.06m，jⅠ线158.15m，Ⅱ线309.36m，jⅡ线359.33m，Ⅲ线271.62m。说明勘探区地层厚度在走向上东西两端较薄，中部较厚。jⅡ勘探线ZKj202钻孔、Ⅲ勘探线ZK301钻孔完整地控制了该段地层，厚度分别为306.18m和288.33m，说明jⅡ勘探线向深部地层厚度略有减少，Ⅲ勘探线向深部厚度无明显变化。（2）八道湾组上段（J1b2）主要岩性为泥岩、泥质粉砂岩，炭质泥岩夹薄层细砂岩及煤层。井田内未见煤层。与八道湾组下段以一层厚层状粗砂岩(底部砂岩中含泥岩砾石)为分界标志。未见顶，地层厚度167.95m。1.2.3第四系第四系在井田的中部干沟内为更新-全新统洪冲积堆积层（Q3-4pal），堆积物主要由亚砂土、砂砾石组成。在基岩裸露区的缓坡地带为残坡积层（Q4eol），堆积物主要由亚粘土、碎石组成。在Ⅰ、Ⅲ线附近的缓坡地带为风积层（Q4eol），堆积物主要由亚粘土组成。地层厚度0～10.00m。1.3构造1.3.1区域构造矿区大地构造位置属准噶尔盆地南缘乌鲁木齐山前拗陷之泉子街凹陷，该凹陷内出露上二叠系、三叠系、侏罗系、上第三系和第四系，构造线方向为北西向。现将其中的褶皱和断裂叙述如下：（1）褶皱水溪沟向斜：长25km，宽3～7km，轴向约300°，北翼倾角50～60°，南翼倾角60～70°，向斜向西北翘起，向斜核部依次为西山窑组、三工河组、八道湾组组成，翼部由三叠系和二叠系的梧桐沟、泉水街组和芦草沟组地层组成，工区外南翼东段被第三系昌吉河群超覆。该向斜控制了区域总体构造形态，对煤系地层产状、形态及分布的控制作用明显。（2）断裂黑家湾断层（F1）：该断层仅断续见有断层迹向，产状不明，性质目前还不太清楚。石场沟沟口逆断层（F2）：位于石场沟沟口西测，断层走向北西西，断层面倾向南西，倾角从西到东为80°到60°，挤压破碎带宽数米至十米，上二叠统梧桐沟组被推覆于中-下三叠统烧房沟组之上，为高角度逆断层。断层呈线状展布，长4.5km。1.3.2井田构造井田位于水溪沟复式向斜的北翼及西转折端，向斜轴部由八道湾组上段(J1b2)构成，翼部由八道湾组下段(J1b1)及三叠系上统郝家沟组(T3h)构成，该向斜控制了矿区的总体构造形态，对煤层产状、形态、厚度及煤类控制作用明显。向斜北翼发育次级向斜和背斜，断裂构造不发育。（1）褶皱水溪沟向斜：位于勘探区西南部Ⅰ号勘探线以西，是水溪沟复式向斜的主体构造，勘探区出露长1.5km，轴向约120°～300°，轴部向西北翘起，向南东倾伏。两翼倾角较陡，北翼倾角35°～45°，南翼倾角50～70°，向斜核部倾角较缓，一般10°～25°。核部由八道湾组上段（J1b2）构成，翼部由八道湾组下段（J1b1）构成。北翼背斜：位于矿区中部贯穿全矿区，轴向128°～308°左右，向南东倾伏，为对称直立背斜。北翼地层产状：42°～50°∠35°～43°，南翼地层产状：180°～230°∠20°～33°，对全区所有煤层均有影响。北翼向斜：位于矿区北部贯穿全矿区，轴向125°～305°左右，向南东倾伏，向斜轴部出露岩性为泥岩夹泥质粉砂岩，该向斜南翼即为上述背斜的北翼，产状：42°～50°∠35°～43°，北翼地层产状：195°～220°∠33°～37°，枢纽近直立。该向斜在Ⅲ线东消失，地层产状全部南倾，影响到全区所有煤层。Ⅰ线附近，在该向斜的北翼又发育次一级背斜和向斜各一个，均为短轴褶皱，轴向305°，在JⅠ线东约100m处尖灭。（2）断层井田内未见较大的断层，仅在生产井中见一些小断裂，这些断裂有两组：一组北东倾，产状∠70°～75°；另一组北西倾，产状∠300°～70°。具“X”型共轭断裂特征，属压扭性断裂，运动方向为：北东倾者右旋，北西倾者左旋。断距6m左右，将北翼A4、A5号煤层错断。小断裂对其他煤层的影响不清。勘探区构造复杂程度属中等。1.4煤层及煤质1.4.1煤层井田内煤层均位于下侏罗统八道湾组下段内，钻孔控制井田内八道湾组下段地层中。井田内厚度大于0.30m的煤层23层，累计纯煤厚度37.00m。编号煤层7层（A1-A7），累计总厚22.35m，其中可采及局部可采编号煤层5层（A1、A2、A4、A5、A6），可采总厚度17.30m；未编号煤层16层(个别煤层有可采点)，总厚度14.65m。井田内各煤层特征详见表1-1。（1）A1煤层该煤层地表大部已火烧，仅局部地段有出露。煤层距八道湾组下段底界93.90m左右；其顶板为砾岩、含砾粗砂岩、粗砂岩，局部为薄层含炭泥岩，底板为薄层含炭泥岩；全层厚度及纯煤厚度均为0.48～13.91m，平均厚度4.52m，煤层结构简单，未见夹矸；可采厚度1.14～13.91m，平均可采厚度4.97m（厚度＞3.51m），属厚煤层；变异系数为70%（γ≥65%），可采指数0.9（0.95＞Km≥0.8），属较稳定厚煤层。（2）A2煤层该煤层地表已全部火烧，未见出露。位于A1煤层之上，煤层间距6.0～29.0m，平均15.83m。其顶板为砾岩、含砾粗砂岩，局部为薄层含炭泥岩，底板为薄层含炭泥岩、砾岩；全层厚度1.21～11.83m，平均厚度4.74m，煤层结构较简单，可见一层0.18～0.33m厚的含炭泥岩夹矸；纯煤厚度及可采厚度均为1.15～11.83m，平均可采厚度4.68m（厚度＞3.51m），属厚煤层；变异系数为75%（γ≥65%），可采指数1.0（Km≥0.95），属较稳定厚煤层。表1-1井田煤层特征一览表煤层编号全层厚（ｍ）层间距（ｍ）夹矸层数煤层结构厚度分级可采性顶板底板两极值平均值(见煤点)两极值平均值(见煤点)A70.32-1.280.74(8)-0简单薄煤层不可采细砂岩、泥岩、含炭泥岩含炭泥岩、泥岩13.00-45.5032.81(8)A60.16-2.230.98(11)1-2较简单薄煤层局部可采含炭泥岩含炭泥岩、泥岩3.50-17.009.55(11)A51.38-6.034.30(11)1-3较简单厚煤层全区可采含炭泥岩含炭泥岩、粉砂质泥岩、泥岩4.50-18.0010.59(11)A40.95-3.982.49(13)1-2较简单中厚煤层全区可采泥岩、含炭泥岩、泥质粉岩泥岩、含炭泥岩、泥质粉岩33.00-60.0040.25(9)A30.20-9.511.52(9)0简单厚煤层不可采砾岩、砂岩、泥岩含砾粗砂岩泥岩6.00-21.0014.9(9)A21.21-11.834.74(13)0-1较简单厚煤层全区可采砾岩、含砾粗砂岩含炭泥岩、砾岩6.00-29.0015.83(10)A10.48-13.914.52(10)0简单厚煤层局部可采砾岩、含砾粗砂岩、含炭泥岩含炭泥岩（3）A4煤层该煤层地表大部已火烧，仅在东部Ⅲ线-Ⅳ线之间可见煤层露头，连续性较好。位于A2煤层之上（在A2与A4煤层之间有一层不可采煤层A3，其中A2与A3煤层间距6.00～21.00m，平均14.90m，A3与A4煤层间距33.00～60.00m，平均40.25m），A2与A4煤层间距42.81～84.81m，平均58.96m；该煤层顶板为泥岩、含炭泥岩、泥质粉砂岩，底板为含砾粗砂岩、薄层含炭泥岩；全层厚度0.95～3.98m，平均厚度2.49m，煤层结构较简单，可见1～2层0.05～0.33m厚的含炭泥岩、泥质粉砂岩夹矸；纯煤厚度及可采厚度均为0.95～3.98m，平均可采厚度2.42m（在1.31～3.50m之间），属中厚煤层；变异系数为32%（25%≤γ≤40%），可采指数1.0（Km≥0.95），属较稳定中厚煤层。（4）A5煤层该煤层地表大部已火烧，仅在东部Ⅲ线-Ⅳ线之间可见煤层露头，连续性较好。位于A4煤层之上，煤层间距4.5～18.0m，平均10.59m，其顶板为含炭泥岩，底板为含炭泥岩、粉砂质泥岩、泥岩；全层厚度1.38～6.03m，平均厚度4.30m，煤层结构较简单，可见1～3层0.29～0.56m厚的含炭泥岩夹矸；纯煤厚度及可采厚度均为1.09～6.03m，平均可采厚度4.09m。（厚度＞3.51m），属厚煤层；变异系数为36%（25%≤γ≤40%），可采指数1.0（Km≥0.95），属较稳定厚煤层。（5）A6煤层该煤层仅在jⅡ线至井田东界可见煤层露头，连续性较好，其余地段以煤线或高炭泥岩、炭质泥岩出露，连续性较差，甚至不连续。位于A5煤层之上，煤层间距3.5～17.0m，平均9.55m，其顶板为含炭泥岩，底板为含炭泥岩、泥岩；全层厚度0.16～2.23m，平均厚度0.98m，煤层结构较简单，可见1～2层0.35～0.48m厚的含炭泥岩夹矸；纯煤厚度0.16～1.59m，平均厚度0.86m，可采厚度0.70～1.59m，平均平均厚度1.14m，（厚度＜1.30m），属薄煤层；变异系数为25%（γ≤25%），可采指数0.6（Km＜0.65），属较稳定薄煤层。综上所述，A1煤层为较稳定厚煤层，结构简单，局部可采；A2、A5煤层为较稳定厚煤层，结构较简单，全区可采；A4煤层为较稳定中厚煤层，结构较简单，全区可采；A6煤层为较稳定薄煤层，结构较简单，局部可采。1.4.2煤质（1）煤的物理性质井田内煤层为黑色，条痕黑褐～黑棕色，钻孔采集的煤芯极破碎，多呈碎粒状，新鲜面呈沥青光泽，暴露地表很快变为油脂光泽，长期风化后为土状光泽。煤层呈条带状结构，水平层状构造。煤质轻，性脆，易破碎；断口、节理不明显，局部呈阶梯状—参差状；内生节理不发育，易自燃。视相对密度1.237～1.74g/cm3。宏观煤岩组分以暗煤为主，丝炭、镜煤微量。宏观煤岩类型为暗煤，局部有半亮煤。（2）煤的化学性质井田内各煤层的工业分析加权平均成果统计见表1-2。表1-2各煤层工业分析成果统计表煤层号水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vdaf(%)原煤精煤原煤精煤原煤精煤A62.62~2.172.35(3)3.27~2.512.91(3)15.37~3.708.46(3)6.60~2.564.12(3)50.85~38.4846.24(3)51.05~36.4644.98(3)A52.55~1.422.09(8)3.40~1.802.51(8)13.15~6.669.68(8)6.51~2.444.57(8)54.77~47.4551.52(8)53.12~46.7550.43(8)A48.00~1.643.39(8)9.38~1.503.50(8)19.25~6.0911.11(8)8.94~3.184.77(8)50.46~34.0747.08(8)51.09~27.9845.69(8)A26.24~1.162.56(9)3.29~1.462.54(7)48.93~7.6120.67(9)5.29~2.584.18(7)53.42~17.4139.38(9)48.81~22.6739.68(7)A16.72~1.833.11(6)3.81~2.203.16(6)15.42~5.619.02(6)4.57~2.763.41(6)50.65~37.9941.02(6)50.69~37.2140.90(6)平均8.00~1.162.59(42)9.38~1.462.85(40)48.93~3.7013.98(42)14.06~2.445.00(40)57.82~17.4145.37(42)57.24~22.7645.08(40)现将各煤层三项指标分析如下。水份（Mad）：各煤层水份含量较低，全区煤层单工程原煤水份最高含量8.00%，最低1.16%，煤层平均水份含量1.67%～3.39%，井田内平均2.59%。单工程精煤水份最高含量9.38%，最低1.46%，煤层平均水份含量1.76%～3.50%，矿井田平均2.85%。灰分（Ad）：井田内煤层原煤单工程灰分产率3.70%～48.93%，煤层平均灰分产率8.46～34.41%之间，矿区平均13.98%。井田内煤层除A2煤层有一个样点为高灰煤外，A1、A5、A6为低灰分煤，A3、A4、A7、A8为低中灰分煤。A2为中灰分煤，A2'、A4'为中高灰分煤。综合评价属低～低中灰分煤。挥发份（Vdaf）：井田单工程原煤挥发分产率极大值为57.82%，极小值为17.41%，煤层平均挥发分产率37.41%～51.92%之间，矿区平均45.37%。单工程精煤挥发分产率22.76%～57.24%，煤层平均精煤挥发分产率39.68%～51.21%，全区平均45.08%。全区探槽（腐植酸煤）单样原煤挥发分产率45.26%～50.82%，平均47.84%；探槽单样精煤挥发分产率49.22%～53.02%，平均50.79%。1.5矿井开拓与开采1.5.1井筒布置矿井共布置3条井筒，即主斜井、副斜井、斜风井。（1）主斜井：方位角27°13′，井口标高+1066.068m，井底标高+778m，井筒穿煤层布置，倾角22°，斜长765m。井筒内装备带式输送机，担负全矿井煤炭提升任务。井筒净宽度2.8m，净断面积7.4m2。（2）副斜井：布置于主斜井东南方向斜线距离190m，与主斜井井筒之间水平间距50m，方位角27°13′，井底标高+822m，井口标高+1066.096m，井筒倾角22°，斜长628m。井筒内采用单钩串车提升，担负全矿井运送人员、材料、设备等辅助运输任务。井筒净宽度3.0m，净断面积8.9m2。（3）斜风井：位于主斜井西侧，距离主斜井斜线距离110m，方位角11°56′，回风水平标高+980m，井口标高+1052.140m，井筒倾角20°，斜长217m。井筒净宽度4.2m，净断面积13.2m2。1.5.2水平及采区划分矿井划分为两个水平开采，一水平标高为+822m，上山开采+822m以上的煤层，二水平标高为+700m，上山开采+822m～+700m间的煤层。矿井划分四个采区开采，其中一、三采区采用斜风井回风，通风方式为分区式，+980m水平设一段总回风巷。二、四采区采用西风井通风，通风方式为分区式。矿井投产水平设置在+822m，矿井投产初期开采井筒两翼煤层，不需要设置大巷，后期开采一水平二采区和二水平四采区煤层时需要设置运输石门及辅助运输石门至A4煤层底板后，在A4煤层和A2煤层的底板岩石中布置采区上山开采二、四采区的煤层。1.5.3采煤方法A1、A2、A5煤层采用走向长壁综合机械化放顶煤采煤法，A4煤层采用长壁综合机械化一次采全高采煤法，A6走向长壁薄煤层综合机械化采煤法。1.5.4矿井生产现状及W1151工作面简介矿井目前在A5煤层布置一个W1151采煤工作面，未施工煤巷掘进工作面。W1151回采工作面沿A5号煤层倾向布置在+822m～+900m水平之间，W1151工作面于2013年11月26日施工完毕，工作面运输顺槽标高+822m，回风顺槽标高为+899m，工作面倾向长度为150m，走向长度为680m。W1151工作面构造总体为一向斜单斜构造，工作面运输顺槽位于向斜轴部，工作面煤层倾角为8°~35°。采高2.5m～6.3m。1.6矿井通风根据矿井开拓部署，矿井通风方式为分区式，通风方法为机械抽出式。主斜井、副斜井进风，回风斜井回风。通风线路为：新鲜风流经副斜井→+822m水平井底车场→W1151工作面运输顺槽→W1151工作面→W1151工作面回风顺槽→+900m水平回风石门→总回风斜巷→回风斜井→地面。风量分配见表1-3.表1-3投产时期风量分配表用风类别用风地点配风量（m3/s）采煤W1151工作面25掘进11A4（01）工作面回风顺槽掘进面1511A4（01）工作面运输顺槽掘进面15普掘工作面（备用）15其它中央变电所3巷道漏风2合计751.7矿井瓦斯情况1.7.1本矿井瓦斯赋存状况井田范围内浅部有原顺通煤矿90kt/a小型矿井及90年代关停的废井，原顺通煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，目前矿井处于基建期，井下开拓开采巷道已施工完成，顺通煤矿2012年12月委托新疆煤矿矿用安全产品检验中心对矿井瓦斯进行了鉴定，井下布置有一个回采工作面，一个掘进工作面，其结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为0.26m3/min，绝对二氧化碳涌出量为0.42m3/min，掘进面最大绝对瓦斯涌出量为0.07m3/min。鉴定煤层为A5煤层，鉴定水平为+822m水平，根据《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》第十条的规定，新疆神新发展有限责任公司吉木萨尔县顺通煤矿2012年度瓦斯等级为瓦斯矿井，结果已由新疆维吾尔自治区煤炭工业管理局新煤行管发[2013]278号文批准。井田地质勘探时采集了主要煤层A1、A2、A4、A5瓦斯煤样，地质报告提供煤层瓦斯含量测定成果详见地勘瓦斯含量测定结果表1-4。据顺通煤矿和北大槽煤矿生产过程中实际测定资料，其瓦斯浓度为0.02～0.04%。区内瓦斯分带主要为二氧化碳－氮气带，局部地段瓦斯分带为氮气-沼气带。《新疆神新发展有限责任公司吉木萨尔县顺通煤矿初步设计安全专篇》对矿井煤层瓦斯进行了修正，修订系数取1.3。修正后顺通煤矿原煤瓦斯含量详见表1-4。表1-4钻孔瓦斯含量统计表煤层采样位置瓦斯含量(ml/g•daf)瓦斯分带煤质分析(%)原煤瓦斯含量(ml/g)修正后瓦斯含量(ml/g)工程高程（m）CH4VdafMadAadA1ZK203762.900.324氮气-沼气带38.252.894.490.30.39ZKj202735.361.73335.683.903.351.612.10ZKj203856.081.50530.393.233.481.411.83A2ZK102920.350.004二氧化碳-氮气带43.271.0722.490.0030.004ZKj101892.880.00031.530.829.3600ZKj102856.200.00142.702.1811.530.0010.001ZK202850.841.02446.322.3823.130.771.00ZK203791.021.28544.043.7627.330.891.16ZKj202757.090.00040.324.189.1800A4ZKj101947.430.002二氧化碳-氮气带36.384.9819.340.0020.003ZK202915.90.01347.142.9024.140.0090.01ZKj202821.820.48646.723.454.860.450.59ZK301805.210.00350.212.0511.480.0030.004A5ZKj101957.850.001二氧化碳-氮气带37.543.5029.560.0010.001ZKj102922.450.00218.561.2041.420.0010.001ZK203863.630.21649.932.406.420.200.26ZKj202831.910.17652.682.286.560.160.21ZKj203938.713.47245.902.075.0.2生产时期瓦斯情况2012年6月5日顺通煤矿W1151工作面回风顺槽开始掘进，至2012年11月30日掘进结束，掘进期间工作面回风瓦斯浓度在0.02%至0.06%之间；2012年12月4日W1151工作面运输顺槽开始掘进至2013年9月20日掘进结束，施工期间瓦斯浓度在0.02%至0.44%之间，运输顺槽掘进600m至680m之间时瓦斯浓度明显升高，在0.2%以上；W1151工作面切眼施工时间为2013年5月17日至2013年11月26日，施工期间瓦斯浓度为0.02%至0.16%之间，靠近运输顺槽一端瓦斯浓度偏高。2013年11月26日W1151工作面形成，回风瓦斯浓度在0.02%至0.06%之间。1.8煤尘爆炸性与煤的自燃倾向性（1）煤尘根据煤尘爆炸性试验结果分析，井田可采煤层全部具有煤尘爆炸性。各煤层爆炸性试验结果详见表1-5。表1-5煤尘爆炸性试验结果表煤层号岩粉量(%)煤尘爆炸性试验火焰长度mm爆炸性结论A875(1)＞400(1)有爆炸性A780(1)＞400(1)有爆炸性A685(1)＞400(1)有爆炸性A583.3(3)＞400(3)有爆炸性A481.7(3)366.7(3)有爆炸性A380(1)＞400(1)有爆炸性A2＇60(1)100~200(1)有爆炸性A285(2)＞400(2)有爆炸性A182.5(2)＞400(2)有爆炸性（2）煤层自燃根据地质报告提供资料，勘查区各煤层还原煤的平均着火温度354.8～393.0℃，氧化—还原煤的平均燃点温差为12.25～54.0℃，氧化程度4.9%～87.0%，以△T值衡量，A3、A8属易自燃煤层，A1、A2、A4、A5属不易自燃—易自燃煤层，A6、A7、A2＇属不易自燃煤层。矿区地表大面积火烧说明矿区煤层绝大多数属易自燃煤层，仅局部属不易自燃煤层。见表1-6。表1-6煤层自燃趋势试验成果表煤层编号着火点温度氧化程度（%）自然趋势等级氧化样原煤样还原样温度差(△T)A8339.0（1）346.0（1）393.0（1）54.0（1）87.0（1）易自燃A7342.5—354.0348.25(2)355.0—360.0357.5(2)358.0—363.0360.5(2)4.0—20.512.25(2)14.6—75.044.8(2)不易自燃A6343.0—356.0349.5(2)357.0—361.5359.25(2)360.0—365.0362.5(2)4.0—22.013.0(2)15.9—75.045.45(2)不易自燃A5276.5—346.0330.9(6)341.0—351.0346.7(6)342.0—365.0354.8(6)5.0—78.523.9(6)12.7—75.046.85(6)不易自燃—易自燃A4331.0—346.0338.0(5)340.0—353.0345.4(5)344.0—391.0361.6(5)5.0—54.023.6(5)25.0—87.063.46(5)不易自燃—易自燃A3326.0(1)365.0(1)367.0(1)41.0(1)4.9(1)易自燃A2＇336.0(1)346.0(1)356.0(1)20.0(1)50.0(1)不易自燃A2299.0—341.0326.0(4)345.0—372.0354.25(4)346.0—374.0356.5(4)5.0—51.029.75(4)2.0—21.712.18(4)不易自燃—易自燃A1285.0—366.0337.7(6)311.5—375.0348.1(6)358.5—394.0370.75(6)14.0—73.533.08(6)35.7—87.063.33(6)不易自燃—易自燃

2瓦斯基础参数测定本次参数主要包括：煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤的瓦斯吸附常数、煤的工业分析、煤的孔隙率、煤层钻孔瓦斯流量衰减系数等。其中，煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、钻孔瓦斯流量衰减系数在现场测定；瓦斯吸附常数、孔隙率等是在实验室测定。2.1煤的瓦斯吸附常数测定及工业分析煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标，煤样的工业分析值是计算煤层瓦斯含量的重要指标之一。目前，煤的吸附常数及煤样的工业分析只能在实验室完成。其测定的方法如下：（1）将采集的新鲜的煤样粉碎，取0.2～0.25mm粒度的试样30～40g装入密封罐中；（2）在恒温60℃（3）在30℃（4）根据不同平衡瓦斯压力下的吸附瓦斯量（一般不少于6个），按郎格缪尔方程W=abp/（1+bp）回归计算出煤的瓦斯吸附常数a和b值；（5）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g于105～110℃的干燥箱内干燥到恒重，其所失去的重量占煤样的百分率作为水分；（6）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入箱型电炉内灰化，然后在815±10℃（7）称取粒度为0.2mm以下的分析煤样1±0.1g，放入带盖的瓷锅中，在900±10℃的温度下，隔绝空气加热7分钟，以所失去的重量占煤样的百分数，减去该煤样的水分作为挥发分根据上述测定方法，通过对从顺通煤矿A5煤层取得的煤样进行的实验，测得了煤层瓦斯吸附常数及工业各项指标，其结果如下表2-1。图2-1A5煤层等温吸附曲线表2-1A5煤层瓦斯吸附常数及孔隙率取样地点吸附常数水分(%)灰分(%)挥发分(%)真密度（t/m3）视密度（t/m3）孔隙率（m3/m3）a(m3/t.r)b(MPa-1)W1151工作面运输顺槽20.1360.6481.738.2846.581.391.300.04982.2煤孔隙率测定煤的空隙率是煤中孔隙总体积与煤的总体积之比，通常用百分数来表示。空隙率的单位表示方法有多种，比如m3/m3、cm3/g，也可用%表示。空隙体积的大小决定着煤吸附瓦斯能力的大小，因为煤中的90%以上的瓦斯是以吸附状态存在煤层中的。孔隙率的测定是在实验室进行的，先是根据现场采取的煤样在实验室测得煤的真密度和视密度，然后根据下面的公式计算得出：（2-1）式中：K——煤孔隙率，m3/m3；ρt——煤真密度，t/m3；ρp——煤视密度，t/m3。通过在实验室对从A5煤层取得的煤样进行的实验测得A5煤层的真密度和视密度，同时根据煤孔隙率的计算公式，计算得出A5煤层的孔隙率，其结果见表2-1。2.3煤层瓦斯压力2.3.1测压孔布置方式煤层瓦斯压力是指煤层孔隙中所含的游离瓦斯呈现的压力，即瓦斯作用于孔隙壁的压力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素，也是突出预测的主要参数指标之一。测压孔的施工地点应选择在未受采动影响的原始煤体，打孔地点的岩石应较致密且岩柱厚度不小于5m。根据顺通煤矿W1151工作面的煤层赋存条件、巷道布置情况、矿井开采等实际情况布置测压钻孔，测压钻孔布置参数见表2-2，钻孔布置见图2-2。表2-2顺通煤矿A5煤层W1151工作面测压钻孔参数钻孔编号施工地点钻孔倾向（0）钻孔倾角（0）钻孔长度（m）封孔长度（m）见煤点标高（+m）地面标高（+m）埋深（m）1-1W1151工作面运输顺槽600m处281540.52082210502281-2281540.52082210502282-120815602082210502282-22081540.52082210502283-1W1151工作面运输顺槽260m处283040.52082210702483-2283040.52082210702484-1W1151工作面运输顺槽联络巷29855201283210702385-1W1151工作面回风顺槽150m处282912废孔89910701716-1W1151工作面回风顺槽310m处283540.5208991070171图2-2顺通煤矿W1151工作面测压钻孔及取样点布置图2.3.2测压钻孔的封孔本次顺通煤矿A5煤层的测压钻孔为上向孔，其封孔方法如下：将准备好的测压铁管插入钻孔内，用生料带密封管螺纹，用管接头逐根连接封孔管至封孔深度，将注水泥浆胶管顺测压管从钻孔口插入钻孔1m，用棉纱、黄土将阻挡水泥浆段塞紧，塞棉纱段不少于0.4m，用铁钎捣实确保不漏水泥浆后用木楔钉紧，以防注水泥浆后由于重力作用封孔管滑出。将注水泥浆胶管另一端连接泥浆泵出口，启动泥浆泵将水泥浆注入钻孔内。当水泥浆从测压管内流出关闭泥浆泵，将注浆胶管在孔口外0.4m位置折住用铁丝绑紧，使注进钻孔内的水泥浆不能流出，将注浆胶管在铁丝绑紧段外端割断封孔结束。封孔方式见下图2-3。图2-3上向孔封孔示意图2.3.3压力值确定在完成封孔工作24h后，水泥砂浆固化达到一定强度后进行测定工作，在测压管端头装上球阀，安装压力表。观察压力值，当压力表量程不够时，关闭压力表接头上的球阀，更换量程大的压力表。观测时间一般为20天左右，待压力升至最高值并稳定后（在3天内压力变化小于0.015MPa），压力表指示的即为煤层瓦斯压力（表压力），各测压钻孔的压力表读数见表2-3。

表2-3A5煤层瓦斯压力（表压，MPa）记录表（2015）钻孔编号施工地点钻孔倾角（0）钻孔长度（m）封孔长度（m）埋深（m）钻孔类型相对压力（MPa）绝对压力（MPa）1-1W1151工作面运输顺槽600m处1540.520228顺层00.11-21540.520228顺层00.12-1156020228穿层0.280.382-21540.520228穿层00.13-1W1151工作面运输顺槽260m处3040.520248顺层00.13-23040.520248顺层00.14-1W1151工作面运输顺槽联络巷552012238穿层00.15-1W1151工作面回风顺槽150m处2912废孔171顺层穿入老巷道6-1W1151工作面回风顺槽310m处3540.520171顺层00.1注：相对压力为表压，绝对瓦斯压力=相对瓦斯压力+1个标准大气压（取0.1MPa）2.3.4瓦斯压力结果确定分析本次采用直接法测定瓦斯压力，瓦斯压力观测结果在7天内变化小于0.015MPa，测压工作方才结束。测压钻孔均为上向钻孔，测压结束后打开压力阀门发现各钻孔均无明显涌水现象，因此不用修正。测压时各钻孔在整个测压过程中没有其他作业面影响；测压地点没有大的构造及采空区影响；钻孔布置处顶、底板完好、无裂隙等。因此可以认为本次测定瓦斯压力为A5煤层在各测点的最大瓦斯压力，可以代表测定区域内A5煤层的原始瓦斯压力值。图2-4A5煤层2-1钻孔瓦斯压力测定曲线图2.4煤层瓦斯含量测定煤层瓦斯含量是指单位质量煤种所含的瓦斯体积（换算为标准状态），单位是m3/t或cm3/g。它是煤层瓦斯的主要参数之一，是矿井进行瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出预测的重要基础参数。煤层瓦斯含量的测定方法分为直接法和间接法，顺通煤矿目前无煤巷掘进工作面，W1151工作面于2013年11月形成，煤壁暴露时间较长瓦斯已经逸散，直接法测定瓦斯含量不能代表煤层原始瓦斯，因此本次采用间接法计算瓦斯含量。2.4.1间接法计算煤层瓦斯含量间接方法是建立在煤吸附瓦斯理论的基础上的，这里的煤层原始瓦斯含量也就是吸附和游离两种状态下瓦斯量的总和。要利用间接方法测定出煤层原始瓦斯含量，首先需要在井下实测或根据已知规律推算煤层原始瓦斯压力，并在井下采取新鲜煤样后送实验室测定煤的孔隙率、吸附常数和值和煤的工业分析，然后再根据公式计算煤层瓦斯含量。其计算公式如下：(式2-2)式中：－煤层瓦斯含量，m3/t；－吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/t∙r；－吸附常数，MPa-1；－煤层绝对瓦斯压力，MPa；－煤的灰分，%；－煤的水分，%；－煤的孔隙体积，m3/m3；－煤的视密度，t/m3。间接方法测定的煤层瓦斯含量结果如表2-4所示。表2-4间接法测定A5煤层瓦斯含量结果表测定位置标高（+m）埋深(m)相对瓦斯压力（MPa)绝对瓦斯压力（MPa)瓦斯含量(m3/t)W1151工作面运输顺槽600m处8222280.280.382.422.4.2掘进工作面瓦斯涌出情况及瓦斯含量测值可靠性验证（1）W1151工作面运输、回风顺槽掘进期间瓦斯涌出情况顺通煤矿W1151工作面回风顺槽掘进施工时间为2012年6月5日至2012年11月30日，施工期间掘进工作面回风瓦斯浓度在0.02%至0.06%之间（见表2-5）；W1151工作面运输顺槽掘进施工时间为2012年12月4日至2013年9月20日，施工期间瓦斯浓度在0.02%至0.44%之间，运输顺槽掘进600m至680m之间时瓦斯浓度明显升高（见表2-6、2-7）；W1151工作面切眼施工时间为2013年5月17日至2013年11月26日，施工期间瓦斯浓度为0.02%至0.16%之间，靠近运输顺槽一端瓦斯浓度偏高。表2-5W1151工作面回风顺槽掘进期间瓦斯浓度及瓦斯涌出量旬报表日期巷道断面风量平均CH4浓度（%）平均CH4涌出量（m3/min）6月10日12.22300.040.0926月20日12.22300.020.0466月30日12.22300.020.0467月10日12.22300.020.0467月20日12.22300.020.0467月30日12.22300.020.0468月10日12.22220.020.04448月20日12.22370.020.04748月30日12.22300.020.0469月10日12.22300.040.0929月20日12.22300.040.0929月30日12.22300.040.09210月10日12.22300.040.09210月20日12.22300.060.13810月30日12.22300.060.13811月10日12.22300.060.13811月20日12.22300.040.09211月30日12.22300.040.09212月10日12.22300.040.092表2-6W1151工作面运输顺槽掘进期间瓦斯浓度及瓦斯涌出量旬报表日期巷道断面风量平均CH4浓度（%）平均CH4涌出量（m3/min）5月10日11.481670.020.03345月20日11.481780.020.03565月30日11.482380.020.04766月10日11.482380.020.04766月20日11.482380.020.04766月30日11.482380.020.04767月10日11.482380.020.04767月20日11.482380.020.04767月30日11.482380.020.04768月10日11.482600.020.0528月20日11.482600.020.0528月30日11.482600.020.0529月10日11.482530.30.7599月20日11.482570.30.7719月30日11.484480.20.8969月28日运输顺槽掘进结束,10月7日开始施工W1151工作面切眼10月10日11.484120.220.906410月20日11.483570.240.856810月30日11.486000.040.2411月10日11.485690.040.227611月20日11.487120.040.284811月30日11.487120.040.284812月10日11.487120.040.284812月20日11.487120.040.284812月30日11.487120.040.2848表2-7W1151工作面运输顺槽掘进期间瓦斯浓度及瓦斯涌出量日报表日期最大CH4浓度（%）风量m3/min最大CH4涌出量(m3/min)9月1日0.022530.059月2日0.22530.519月3日0.182530.469月4日0.242530.619月5日0.242530.619月6日0.32530.769月7日0.282530.719月8日0.322530.819月9日0.322530.819月10日0.32570.779月11日0.242570.629月12日0.32570.779月13日0.342570.879月14日0.282570.729月15日0.442571.139月16日0.342570.879月17日0.362570.939月18日0.382570.989月19日0.342570.879月20日0.32570.779月21日0.284481.259月22日0.244481.089月23日0.324481.439月24日0.324481.439月25日0.34481.349月26日0.34481.349月27日0.284481.259月28日0.34481.349月29日0.244481.089月30日0.184480.8110月1日0.124120.4910月2日0.164120.6610月3日0.144120.5810月4日0.44121.6510月5日0.224120.9110月6日0.24120.8210月7日0.184120.7410月8日0.24120.8210月9日0.164120.6610月10日0.144120.5810月11日0.163570.5710月12日0.163570.5710月13日0.23570.7110月14日0.23570.7110月15日0.223570.7910月16日0.243570.8610月17日0.243570.8610月18日0.143570.5010月19日0.143570.5010月20日0.143570.5010月21日0.126000.7210月22日0.126000.7210月23日0.126000.7210月24日0.146000.8410月25日0.16000.6010月26日0.16000.6010月27日0.16000.6010月28日0.16000.6010月29日0.066000.3610月30日0.026000.12从表2-7可以看出，5月10日至9月1日W1151运输顺槽掘进工作面施工至600m之前，瓦斯浓度一直为0.02%，9月2日工作面推进至600m至680m之间瓦斯浓度一直保持在0.2%以上，最高时达到0.44%。瓦斯涌出量最高达到1.65m3/min。（2）通过掘进工作面瓦斯涌出量反算煤层瓦斯含量掘进巷道瓦斯涌出量与煤层瓦斯含量有着密切关系，包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进落煤的瓦斯涌出量，计算公式如下：q掘=qB+qL式中：q掘—掘进工作面瓦斯涌出量，取掘进期间最高瓦斯涌出量1.65m3/min；qB—煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL—落煤瓦斯涌出量，m3/min。掘进工作面煤壁瓦斯涌出量计算公式为：………（2-3）式中：—掘进巷道瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于厚煤层，D=2H+b，根据本矿井的采掘布置H=2.8m，b=4.1m，A5煤层取D=2H+b=9.7。v—巷道平均掘进速度，m/min；根据矿方提供生产报表，综掘平均掘进速度为0.002778m/min；l—巷道长度，m，取600m；q0—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min；Vdaf—煤的挥发分含量，%；A5煤层挥发分含量为46.58%;W0—开采煤层瓦斯含量，m3/t。掘进工作面落煤瓦斯涌出量……………（2-4）式中：qL—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；S—掘进巷道断面积，m2；S＝11.48m2；γ—煤的密度，t/m3，γ＝1.30t/m3；W0—开采煤层瓦斯含量.Wc—开采煤层煤的残存瓦斯含量，m3/t；本次取标准大气压力下煤层瓦斯含量Wc=0.746m3/t；将各参数代入得出煤层瓦斯含量为：W0=2.36m3/t。掘进工作面瓦斯涌出量反算出的A5煤层瓦斯含量为W0=2.36m3/t，与间接法计算出的瓦斯含量2.42m3/t相差不大，且测定地点均为W1151工作面运输顺槽600-680m处向斜轴部区域。因此从W1151工作面运输顺槽掘进期间实际的瓦斯涌出情况来看，本次瓦斯含量测定结果是准确、可靠的。取其中大值，A5煤层瓦斯含量为2.42m3/t。2.5钻孔瓦斯流量衰减系数表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数有两个，它们是钻孔初始瓦斯涌出强度q0和钻孔瓦斯流量衰减系数α，其中钻孔瓦斯流量衰减系数α是评价煤层瓦斯预抽难易程度的一个重要指标。q0和α值是通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量并按下式回归分析求得的：qt=q0e-αt（2-5）式中：qt—自排时间t时的钻孔自然瓦斯流量，m3/min；q0—自排时间t=0时的钻孔自然瓦斯流量，m3/min；（2-6）α—钻孔自然瓦斯流量衰减系数，d-1；t—钻孔自排瓦斯时间，d。对上式积分，可以得到任意时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量Qt；即：Qt=QJ(1-e-αt)（2-7）式中：Qt—时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量，m3；QJ—钻孔极限瓦斯涌出量，QJ=1440q0/α,m3；其余符号意义同前。具体测定步骤为：(1)在掘进工作面选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径75mm，长30～40m的钻孔，用φ15mm钢管和聚氨酯或水泥沙浆封孔，封孔长度3m左右，并记录成孔和封孔时间；(2)定期测量钻孔自然瓦斯流量q，并记录流量测定时的钻孔自排瓦斯时间t；(3)根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti，qi），用回归分析求出q0和α，即为钻孔自然排放瓦斯规律。根据上述测定方法，依据我院技术人员在现场测定的数据，计算出顺通煤矿A5煤层钻孔瓦斯流量衰减系数，各测量钻孔的衰减曲线见图2-5，其结果见表2-8。

表2-8A5煤层钻孔瓦斯流量衰减系数测定结果表煤层钻孔地点涌出规律qt=qoe-αt钻孔自然瓦斯流量衰减系数d-1初始瓦斯涌出强度（L/min）A5W1151工作面运输顺槽600m处qt=4.446e-0.04t0.044.446图2-5A5煤层钻孔瓦斯流量衰减曲线3W1151工作面瓦斯赋存情况分析煤层瓦斯是地质作用的产物，它的产生、赋存、富集均受地质条件的控制。因此只有对井田内的地质条件进行研究，才有可能站在地质的角度上分析造成现有煤层瓦斯分布不均衡的原因，并且预测井田深部煤层瓦斯赋存运移规律。影响煤层瓦斯赋存的地质因素主要有：煤的变质程度、煤层顶底板岩性、煤层埋藏深度、构造特征等。3.1煤的变质程度同等条件下，随着煤层变质程度的增高，瓦斯的生成量和储存量（含气量）也增高。这是由于随煤的变质程度增高，煤中的孔隙，特别是小、微孔隙增多，煤的物理、化学性质改变，使煤与CH4的亲合力增强所致。见表3-1.表3-1不同变质程度煤种的生气吸附能力数据表煤类生气量m3/t吸附能力m3/t褐煤38-68<8长焰煤138-1688-9气煤182-2129-11肥煤199-23011-14瘦煤257-28714-18焦煤240-27018-20贫煤295-33020-24无烟煤346-42224-36顺通煤矿A5煤层主要为气煤（QM）和长焰煤（CY），变质程度较低，煤层生气量与吸附能力均较差。3.2煤层顶底板岩性煤层围岩主要指煤层直接顶、老顶和直接底板等在内的一定厚度范围的层段。煤层围岩对瓦斯赋存的影响，决定于它的隔气、透气性能。煤层围岩的透气性不仅与岩性特征有关，还与一定范围内岩层形变特点有关。不同岩性及其组合的围岩，在褶皱、断层和裂隙等方面均具有明显的差别，这种差别对煤层瓦斯的赋存有着重要的影响。一般来说，当煤层顶板岩性为致密完整的岩石，如页岩、油母页岩时，煤层中的瓦斯容易被保存下来；顶板为多孔隙或脆性裂隙发育的岩石，如砾岩、砂岩时，瓦斯就容易逸散。顺通煤矿A5煤层顶板以含炭泥岩为主，底板为含炭泥岩、粉砂质泥岩、泥岩。顶底板岩性透气性相对较差，不利于瓦斯逸散。3.3煤层埋藏深度煤层的埋藏深度也是煤层瓦斯赋存的重要因素之一，一般出露地表的煤层瓦斯容易逸出，而且空气也向煤层渗透，因而煤层中含有CO2、N2等气体，瓦斯含量少；随着煤层埋藏深度的增加，甲烷所占比例增大，瓦斯含量增大。根据其他矿区的经验，在瓦斯风化带以上，煤层瓦斯含量、瓦斯压力与煤层埋藏深度关系并不密切；在瓦斯风化带以下，瓦斯含量、涌出量及瓦斯压力，都与深度的增加有一定的比例关系，一般情况下，在一定深度范围内，煤的甲烷含量随埋藏深度的增大而增加。但是如果埋藏深度继续增大，煤中甲烷含量增加的速度将要减慢。顺通煤矿W1151工作面回风顺槽平均埋深171m，运输顺槽平均埋深238m。回风顺槽施工期间瓦斯浓度为0.02%至0.06%，运输顺槽开始掘进至600m期间瓦斯浓度在0.02%至0.06%之间，掘进至600m进入向斜轴部后瓦斯浓度才开始升高至0.2%以上。表明W1151工作面处于瓦斯风化带内，煤层瓦斯含量与煤层埋深关系并不十分密切，而与构造关系十分密切。3.4构造特征3.4.1构造对煤层瓦斯赋存的影响根据构造的主要形态，可分为褶皱构造和断裂构造两大类。而两种构造类型对煤层瓦斯的控制作用又不尽相同。（1）褶皱构造：向斜盆地构造顶板封闭条件良好时，瓦斯沿垂直地层方向运移是比较困难的，大部分瓦斯仅能沿两翼流向地表，因此向斜轴部是重要瓦斯储气构造。封闭的背斜有利于瓦斯的储存，是良好的储气构造，或者称圈闭构造。（2）断裂构造：有的断层有利于瓦斯排放，也有的断层对瓦斯排放起阻挡作用，成为逸散的屏障。前者称开放型断层，后者称封闭型断层。断层的开放与封闭性决定于下列条件：断层的性质和力学性质。一般张性正断层属开放型，而压性或压扭性逆断层封闭条件较好。规模大且与地表相通或与松散冲积层相连的断层一般为开放型。而断裂的规模不够大使得构造没有出露于地表或断层面没有延伸至上覆松散冲积层位置，这样的断裂构造则是封闭型的。断层将煤层断开后，煤层与断层另一盘接触的岩层性质。若煤层上覆的岩性以粗粒沉积岩为主，例如砾岩、粗砂岩、含砾粗砂岩等时，那么断层使得煤层瓦斯逸散，断层为开放型的；若煤层上覆的岩性以细粒沉积岩为主，例如泥岩、油页岩、砂质泥岩等时，那么由于岩层的封闭能力，使得煤层瓦斯得以保存，断层为封闭型的；断层带的特征(充填、紧密、裂隙发育)。由于断层在发育的过程中和形成后，一些沉积物会充填到断层的断层面，从而形成特定的断层沉积，如断层泥、断层角砾等，而断层充填物得出现肯定会使得受到断层影响的煤层内部的游离瓦斯气体得到保存。3.4.2本矿区的构造特征井田位于水溪沟复式向斜的北翼及西转折端，向斜轴部由八道湾组上段(J1b2)构成，翼部由八道湾组下段(J1b1)及三叠系上统郝家沟组(T3h)构成，该向斜控制了矿区的总体构造形态，对煤层产状、形态、厚度及煤类控制作用明显。向斜北翼发育次级向斜和背斜，断裂构造不发育。（1）褶皱水溪沟向斜：位于勘探区西南部Ⅰ号勘探线以西，是水溪沟复式向斜的主体构造，勘探区出露长1.5km，轴向约120°～300°，轴部向西北翘起，向南东倾伏。两翼倾角较陡，北翼倾角35°～45°，南翼倾角50～70°，向斜核部倾角较缓，一般10°～25°。核部由八道湾组上段（J1b2）构成，翼部由八道湾组下段（J1b1）构成。北翼背斜：位于矿区中部贯穿全矿区，轴向128°～308°左右，向南东倾伏，为对称直立背斜。北翼地层产状：42°～50°∠35°～43°，南翼地层产状：180°～230°∠20°～33°，对全区所有煤层均有影响。北翼向斜：位于矿区北部贯穿全矿区，轴向125°～305°左右，向南东倾伏，向斜轴部出露岩性为泥岩夹泥质粉砂岩，该向斜南翼即为上述背斜的北翼，产状：42°～50°∠35°～43°，北翼地层产状：195°～220°∠33°～37°，枢纽近直立。该向斜在Ⅲ线东消失，地层产状全部南倾，影响到全区所有煤层。Ⅰ线附近，在该向斜的北翼又发育次一级背斜和向斜各一个，均为短轴褶皱，轴向305°，在JⅠ线东约100m处尖灭。（2）断层井田内未见较大的断层，仅在生产井中见一些小断裂，这些断裂有两组：一组北东倾，产状∠70°～75°；另一组北西倾，产状∠300°～70°。具“X”型共轭断裂特征，属压扭性断裂，运动方向为：北东倾者右旋，北西倾者左旋。断距6m左右，将北翼A4、A5号煤层错断。小断裂对其他煤层的影响不清。勘探区构造复杂程度属中等。如图3-1所示，顺通煤矿W1151工作面整体位于北翼向斜的一翼，而运输顺槽600m至680m处恰好位于北翼向斜轴部，有利于瓦斯的聚集，这也是该处瓦斯涌出异常的主要因素，该处未发现较大的断裂构造，但不排除小型裂隙将下部煤体瓦斯运移至上部煤体的可能性。总体来说W1151工作面瓦斯赋存情况受北翼向斜构造控制，向斜轴部（运输顺槽600m至680m处）为瓦斯富集区。图3-1顺通煤矿W1151工作面构造示意图综上所述，顺通煤矿A5煤层变质程度较低、吸附能力较差，煤层顶底板封闭性较好，煤层瓦斯含量为0.746m3/t至2.42m3/t之间，煤层倾角及埋藏深度变化较大，煤层瓦斯含量与埋深关系并不明显，W1151工作面瓦斯赋存情况受北翼向斜构造控制，向斜轴部（运输顺槽600m至680m处）为瓦斯富集区。4W1151工作面瓦斯涌出量预测及抽采可行性、必要性4.1W1151工作面瓦斯涌出量预测本次采用分源预测法对W1151工作面进行预测，回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括采空区、围岩）和邻近层瓦斯涌出，即：q采＝q1+q2式中：q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。（1）开采层瓦斯涌出量计算：式中q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1——围岩瓦斯涌出系数，1.1~1.3，垮落法管理顶板取K1＝1.3；K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率（85%）的倒数，取k2＝1.18；K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，k3＝（L-2h）/L＝（150-2×23）/150＝0.693；L——工作面长度，取L＝150m；h——巷道瓦斯预排等值宽度，取h＝23m；m—