盘江煤电山脚树煤矿0.9 Mt-a新井设计-关于煤与瓦斯突出的研究介绍

表9.1。表9.SEQ表9.\*ARABIC1采煤工作面空气温度与风速对应表工作面温度/℃<1515~1818~2020~2323~2626~28工作面风速/m·s-10.3~0.50.5~0.80.8~1.01.0~1.51.5~2.02.0~2.5按下式计算：式9.SEQ式9.\*ARABIC2式中：—第个工作面风速，m/s；—第个采煤工作面的平均断面积，。对于综采工作面，取温度为22，则风速为1.3m/s，采煤面面积为24，代入上式可得：（3）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。式9.SEQ式9.\*ARABIC3式中：4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min——第个采煤工作面同时工作的最多人数，人已知=80，可得：按照以上三种计算风量的方法，选择计算的最大风量，所以综采放风量为2016m3/min。（4）按风速进行验算：式9.SEQ式9.\*ARABIC4式中：—第个采煤工作的平均断面积，。综采作面的面积为24，代入上式360<<5760m3/min所以综采工作面的风量为2016m3/min，满足风速要求。9.3.2备用面需风量的计算本矿一面一准即可满足产量要求，不设备用工作面。9.3.3掘进工作面需风量每个独立通风的掘进工作面实际需要风量，应按瓦斯或二氧化碳涌出量和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。各掘进工作面所需风量计算如下：（1）按瓦斯涌出量计算：根据《煤矿安全规程》规定，按工作面回风风流中瓦斯的浓度不得超过1％的要求计算。即：m3/min式9.SEQ式9.\*ARABIC5式中：——第个掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，Kc——矿井瓦斯抽放率，为70%。——第个掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量系数，应根据实际观测的结果确定，一般机掘工作面取1.5~2，炮掘工作面取1.8~2.0。掘进工作面瓦斯绝对涌出量按工作面瓦斯绝对涌出量的5%计算，所以所以掘进工作面瓦斯涌出量可以计算为：（2）按人数计算：按每人每分钟所需风量和工作面的最多人数计算工作面所需风量。式9-6式中:4——每人每分钟供给4m3的规定风量，m3/min——第个掘进工作面同时工作的最多人数，人，取50人。由以上两种方法计算的掘进工作面所需风量最大值为：（3）按风速验算计算的风量要满足巷道内风速的要求，按最低，最高风速验算，各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面的风量要满足：煤巷掘进巷道断面为15m2即要求：1515=225m3/min≤Qbi≤24015=3600m3/min，岩巷掘进巷道断面为14.6m2即要求：914.6=131.4m3/min≤Qbi≤24014.6=3504m3/min，可见按照人数和瓦斯涌出量计算出来的风量不满足满足巷道内最低风速的要求，所以取煤巷掘进头的风量为270m3/min，岩巷掘进头的风量为200m3/min。取煤巷掘进头的供风量为270m3/min，岩巷掘进头的供风量为200m3/min。9.3.4硐室需风量（1）井下火药库《煤矿安全规程》规定，大型爆破材料库风量不得小于100m3/min，中小型不得小于60m3/min，本设计中取60m3/min。（2）绞车房井下绞车房一般单独供风，从一些设计单位及部分生产矿井分配情况来统计，绞车房的一般供风量为60~80m3/min，取80m3/min为佳。因此，本设计中取80m3/min。（3）采区变电所按《煤炭安全规程》要求，一般为80m3/min。（4）充电硐室：120m3/min（5）检修硐室：120m3/min（6）其它硐室：150m3/min综上所述，硐室总风量：QAi=60+80+80+120+120+150=610m3/min。9.3.5其它巷道所需风量其他巷道所需风量由下式计算：Qdi=100xqdixKdi式9-7式中：——按瓦斯涌出量计算其他巷道所需风量，m3/min；——该巷道瓦斯绝对涌出量，m3/min；——该巷道的瓦斯涌出不均衡的风量系数，＝1.2～1.3；已知=40.65m3/min，=1.2，可得；=100×40.65×1.2=4270m3/min9.3.6采区总风量采区所需的总风量（）是采区内各用风地点所需风量之和，并乘以适当系数。所需风量由下式计算：式9.SEQ式9.\*ARABIC6式中：——采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，；——掘进工作面实际需要风量的总和，；——硐室实际需要风量的总和，；——除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt——采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.1~1.25，矿井采用对角式通风，可知Kt=1.2；由上述计算，不难得出采区总风量：9.3.7矿井总风量生产矿井总进风量按下式要求分别计算，并取最大值。（1）按井下同时工作的最多人数计算式9.SEQ式9.\*ARABIC7式中：——井下同时工作的最多人数，人；——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，一般可取。；因为井下同时作业的最多人数为500人，并且取Kt=1.2，代入上式可以得到：Q=4x500x1.2=2400m3/min（2）按采煤、掘进、硐室及其他地点实际需风量的总和计算式9.SEQ式9.\*ARABIC8式中：——采煤工作面和备用工作面实际需要风量的总和，；——掘进工作面实际需要风量的总和，；——硐室实际需要风量的总和，；——除了采煤、掘进和硐室地点外其他需要通风地点风量总和，。Kt——采区风量备用系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素一般可取Kt=1.1~1.25，取Kt=1.2；由上述计算，不难得出矿井总风量：9.3.8风量分配根据实际需要由里向外的原则配风，逆风将各用风地点计算值乘以1.2就是各用风地点实际风量，采煤工作面只配计算的风量，上下平巷的风量乘以1.2。顺风流而下，遇到分风地点则加上其它风路的风量，一起分配给未分风前的那条风路，作为该风路的分量，直至确定进风井的风量。（1）综采工作面，考虑到工作面的采空区漏风占工作面风量的20%，工作面进风侧平巷风量为：Q进=2016×1.2=2219.2m3/min（2）掘进面：Q掘岩=2×270×1.2=648m3/min（3）充电硐室：Q充电=120×1.2=144m3/min（4）采区变电所：Q机电=80×1.2=96m3/min（5）绞车房：Q绞车=80×1.2=96m3/min（6）火药库：Q火=60×1.2=72m3/min（7）检修硐室：Q检修=120×1.2=144m3/min（8）其它硐室：Q检修=150×1.2=180m3/min（9）其它巷道：Q其它=4270×1.2=4644m3/min经以上分配过程，矿井风量正好分配完毕，具体风量分配见表9.3，井巷风速验算结果见表9.4。用风地点综采工作面掘进工作面硐室其它巷道合计岩巷充电硐室火药库绞车房采区变电所检修硐室其它硐室分配风量/m3·min-1201648014472969614418046447643表9.SEQ表9.\*ARABIC2容易时期风量分配表表9.SEQ表9.\*ARABIC3容易时期井巷风速验算表巷道名Q计算/m3·min-1断面S/m2风速/m·-1最高允许风速/m·s-1副井井筒764320.76.158井底车场及主石门6750157.68轨道大巷675017.66.48综采进风平巷248013.82.996综采工作面201624.21.384综采回风平巷248012.33.366掘进面进风平巷96813.81.166掘进工作面648150.724掘进面回风平巷96812.31.316采区回风石门764317.67.238边界回风立井764328.274.515其他巷道4644硐室610按照同样的方法可计算出困难时期的井巷风速表9.SEQ表9.\*ARABIC3困难时期井巷风速验算表巷道名Q计算/m3·min-1断面S/m2风速/m·-1最高允许风速/m·s-1副井井筒821920.76.618井底车场及主石门7146157.88轨道大巷714617.66.78综采进风平巷248013.82.996综采工作面201624.21.384综采回风平巷248012.33.366掘进面进风平巷96813.81.166掘进工作面648150.724掘进面回风平巷96812.31.316采区回风石门821917.67.788边界回风立井821928.274.8615其他巷道4644硐室6109.4全矿通风阻力计算矿井通风阻力的大小是选择通风设备的主要依据，所以，在选择矿井主扇之前，必须首先计算通风总阻力。按照经过巷道时产生阻力的方式不同，可分摩檫阻力和局部阻力。摩檫阻力一般占通风阻力的90%左右，他是矿井通风设计选择主要通风机的主要参数。9.4.1矿井通风总阻力计算原则（1）矿井通风的总阻力，不应超过2940Pa；（2）矿井井巷的局部阻力，新建矿井（包括扩建矿井独立通风的扩建区）宜按井巷摩擦阻力的10%计算，扩建矿井宜按井巷摩擦阻力的15%计算；（3）矿井通风网路中有很多的并联系统，计算总阻力时，应以其中阻力最大的路线作为依据；（4）设计的矿井通风阻力不宜过高，一般不超过350mm水柱；（5）应计算出困难时期的最大阻力和容易时期的最小阻力，使所选用的主要通风机既满足困难时期的通风需要，又能在通风容易时工况合理。9.4.2确定矿井通风容易和困难时期矿井通风系统总阻力最小时称通风容易时期（通常在达产初期），即容易时期矿井最大阻力路线。通风容易时期通风容易时期立体图通风困难时期立体图困难时期9.4.3计算矿井摩擦阻力和总阻力：表9.SEQ表9.\*ARABIC3容易时期井巷风速验算表巷道名Q计算/m3·min-1断面S/m2L/mU/ma×104/N·s2·m-4Hfr/pa副井井筒764320.7120017.34001510井底车场及主石门6750155001680237轨道大巷675017.6300158082.8综采进风平巷248013.892015.2200357综采工作面201624.218022.24006.3综采回风平巷248012.392014.2200236掘进面进风平巷96813.830015.21000.4掘进面回风平巷96812.330014.21000.34采区回风石门764317.67016.88027.8边界回风立井764328.277037.6815028总计2485.64按照同样的方法可计算出困难时期的井巷风速表9.4困难时期井巷风速验算表巷道名Q计算/m3·min-1断面S/m2L/mU/ma×104/N·s2·m-4Hfr/pa副井井筒821920.7235017.34003400井底车场及主石门7146155001680265轨道大巷714617.617001580540综采进风平巷248013.892015.2200357综采工作面201624.218022.24006.3综采回风平巷248012.392014.2200236掘进面进风平巷96813.830015.21000.4掘进面回风平巷96812.330014.21000.34采区回风石门821917.67016.88032边界回风立井821928.277037.6815042总计4500井下多数风流属于完全紊流状态，故(9-12)式中：——摩擦阻力，Pa；——实验比例系数，常数；——矿井空气密度，kg/m3——巷道周界，m；——巷道长度，m；——空气流动速度，m/s；——巷道断面面积，m2令，N·s2/m4或kg/m3若通过井巷的风量为(m3/s),则=/,代入上式，得：(9-13)对于已定型的井巷，、和等各项都为已知数，值只和成正比。故把上式中的项用符号来表示，即，N·s2/m8(9-14)此称为井巷的摩擦风阻，它反映了井巷的特征。它只受α和、、的影响，对于已定型的井巷，只受的影响。故，Pa(9-15)上式就是在完全紊流状态下的摩擦阻力定律。当摩擦风阻一定时，摩擦阻力和风量的平方成正比。按照上述计算方法，沿着选定的两条最大阻力风路，将各区段的摩擦阻力累加起来，并考虑适当的局部阻力系数(一般不细算局部阻力)，即可算出通风容易和通风困难两个时期的井巷通风总阻力分别为：，Pa(9-16)，Pa(9-17)式中：1.2——容易时期的局部阻力系数；1.15——困难时期的局部阻力系数。矿井通风总阻力：容易时期：=1.2×2485.64=2982Pa困难时期：=1.15×4500=5175Pa容易时期及困难时期阻力计算见表9-8、9-9。9.4.4两个时期的矿井总风阻和总等积孔矿井通风总风阻计算公式：(9-18)矿井通风等积孔计算公式： (9-19)式中：——矿井风阻，N·s2/m8；——矿井总阻力，Pa；——矿井总风量，m3/s；——矿井等积孔，m2。结合以上公式，把已知值代入，可得：容易时期：总风阻：=2982/1272=0.18N·s2/m8总等积孔：=1.1917/=2.81m2困难时期：总风阻：=5175/1362=0.28N·s2/m8总等积孔：=1.1917/=2.25m2通风容易时期和通风困难时期的等积孔见表9-10：表9-10矿井等积孔通风时期容易时期困难时期等积孔(m2)2.812.25矿井通风难易程度与等积孔的关系见表9-11。表9-11矿井通风难易程度与等积孔的关系表通风阻力等级通风难易程度等积孔大阻力矿中阻力矿小阻力矿困难中等容易＜1m21～2m2＞2m2由以上计算看出，本矿井通风容易时期和通风困难时期总等积孔均大于2m2，属于通风容易矿井。9.5选择矿井通风设备9.5.1选择主要通风机根据《煤炭工业设计规范》等技术文件的有关规定，进行通风机设备选型时，应符合下列通风机选型的原则：风机的服务年限尽量满足第一水平通风要求，并适当照顾第二水平通风；在风机的服务年限内其工况点应在合理的工作范围之内；当风机在服务年限内阻力变化较大时，可考虑分期选择电机，但初装电机的使用年限不小于5年；风机的通风能力应留有一定的富裕量。在最大设计风量时，轴流式通风机的叶片安装角一般比允许使用最大值小5°；风机的转速不大于额定值的90%；考虑风量调节时，应尽量避免使用风硐闸门调节；正常情况下，主要通风机不采用联合运转。根据前面计算，用扇风机的个体特性曲线来选择主要通风机，要先确定通风容易和通风困难两个时期主要通风机运转时的工况点。(1)自然风压由《煤矿设计规范》可知：矿井进、出风井井口的标高差在150m以下，井深均小于400m时可不计算自然风压，且矿井通风总阻力较大，自然风压相对要小的多；本矿井进、回风井在同一工业场地中布置，标高相差不足2m。故设计中不计算自然风压，即：=0。(2)主要通风机工作风压a、该矿井为抽出式通风，通风容易时期主要通风机静风压：(9-20)式中：——通风容易时期主要通风机静风压，Pa；——表示通风容易时期矿井通风总阻力，Pa；——表示容易时期帮助通风的自然风压，=0；——表示风峒的通风阻力，通常为20～45，取32Pa。故：=2982+0+32=3014Pab、通风困难时期，考虑自然风压反对主要通风机通风，主要通风机静风压： (9-21)式中：——通风困难时期主要通风机静风压，Pa；——表示通风困难时期矿井通风总阻力，Pa；——表示困难时期反对通风的自然风压，=0；——表示风峒的通风阻力，通常为50～100，取88Pa。故：=5175＋0＋88=5263Pac、主要通风机的实际通过风量因有外部漏风(防爆门和通风机风硐漏风)通过主要通风机的风量必大于矿井总风量，对于抽出式用下式计算：(9-22)式中：——实际风量，m3/s；1.05——抽出式矿井通风外部漏风系数；——风井总风量，m3/s。容易时期：=1.05×7643/60=133.725m3/s困难时期：=1.05×8219/60=143.825m3/s风阻曲线由风机风压与风量的关系方程确定；通风机特性曲线由选择的主要通风机确定。容易时期：(9-23)=3014/133.7252=0.169N·S2/m8困难时期：(9-24)=5263/143.8252=0.254N·S2/m8d、主要通风机工况点工况点为主要通风机工作风阻曲线与通风机特性曲线的交点。风机风压与风量的关系：容易时期：困难时期：通风容易和困难时期风阻见表9-12。表9-12主要通风机选型参数一览表项目时期风量Q/m3·s-1风压H/Pa风阻R/N·S2·m-8容易时期133.72530140.17困难时期143.82552630.24根据以上数据，在扇风机个体特性图表上（图9-5）选定风机，中央风井选用轴流式风机，型号为AGF2.50-1.42-1型。根据风机的性能曲线，可以确定扇风机实际工况点，见表9.9。表9-5 AGF2.50-1.42-1型矿井轴流通风机参数表转数/r·min-1内径/m外径/m风量/m3·s-1风压/pa轴功率/kw电动机功率/kw9851.4222.504173.93382311731600图9-5风机性能曲线9.5.2电动机选型由于Nmin/Nmax＝199/292＝0.786>0.6，可选一台电动机，故通风容易与困难时期均选用同一型号的电动机。电动机功率为：Ne＝Nmax×ke/（ηe×ηtr） （9-17）式中：Ne——电动机功率，kw；Nmax——通风机困难时期的输入功率，kw；ke——电动机容量备用系数，取1.1~1.2，本矿取1.1；ηe——电动机效率，可取0.9~0.94，本矿取0.93，大型电动机取高值；ηtr——传动效率，电动机与通风机直联ηtr=1，皮带传动ηtr=0.95，本矿采用皮带传动。Ne＝292×1.1/(0.93×0.95)＝363kw根据电动机的输出功率和输入功率以及主要通风机要求的转速选择型号为TD400-6的异步电动机，其详细参数见表9-10：表9-10 电动机参数时期型号功率/kw电压/V电流/A转速/rpm启动方式容易TD400-6400600069740开启式困难400600069740开启式9.5.3对矿井主要通风设备的要求（1）主要通风机必须安装在地面，装有通风机的井口必须封闭严密，其外部漏风率在无提升设备时不得超过5%，有提升设备时不得超过15%；（2）主要通风机必须保证经常运转；（3）主要通风机必须装置两套同等能力的通风机，其中一套作备用。在建井期间可装置一套通风机和一部备用电动机。备用通风机或备用电动机和配套通风机，必须能在10min内开动。矿井不得采用局部通风机群作为主要通风机用。在特殊条件下，作临时使用时，必须报主要通风机管理，制定措施，报省（区）煤炭局批准；（4）装有主要通风机的出风井口，应安装防爆门；（5）主要通风机至少每月由矿井机电部门检查1次。改变通风机转数或风叶角度时，必须报矿总工程师批准；（6）进风井口必须布置在不受粉尘、灰土、有害和高温气体侵入的地方；进风井筒冬季结冰，对工人健康和提升设施有一定的危害，必须设暖风设备；（7）回采工作面和掘进工作面都应独立通风，特殊情况下串联通风必须符合《煤炭安全规程》第117条有关规定；（8）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风，每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；9.5.4对反风、风硐的要求为使进风井筒附近和井底车场发生火灾或瓦斯煤尘爆炸时的有害气体不进入工作面，危及井下工人的生命安全，我国《规程》规定要求在10min内能把矿井风流反转过来，而且要求风量不小于正常风量的60％。本设计采用反风道反风，即在出风井另开反风道，安装反风装置。能够保证安全可靠，满足反风的时间和风量要求。9.6防止特殊灾害的安全措施为了保证矿井安全生产，在矿井建设和生产过程中，要重点防范瓦斯、煤尘和水、火的威胁。本设计采用先进技术设备，建立井下环境安全监控系统，对瓦斯、煤尘和水火等灾害进行早期预防，综合治理。9.6.1瓦斯管理措施（1）严格执行《安全技术操作规程》第四章第一节和《煤矿安全规程》第142～146及150、154、155条的有关规定；（2）设专职瓦斯员对工作面每班巡回检查不得少于两次，发现问题及时汇报处理。建立瓦斯的个体巡回检测和连续检测的双重监测系统，可靠预防和控制瓦斯事故的发生；（3）在采煤工作煤以及与其相互连接的上下顺槽设置CH4报警仪，监测风流中CH4含量，并将信息即使传递到地面控制室，在主要工作地点设置CH4断电仪；（4）严格掌握风量分配，保证各个工作面和机电硐室有足够的新风流；（5）按井下在册人员配备隔离式自救器；（6）按规程规定设置反风装置，风机能在规定时间内反转反风，并达到规定风量；（7）严禁在工作面两道再掘超过3m的峒室；（8）采后按规定时间回收、密闭、注浆。9.6.2煤尘的防治（1）掘进机与采煤机都必须配备有效可靠的降尘装置，掘进头局扇要设防尘器；（2）利用环境安全监测系统，及时测定风流中的风尘浓度；（3）建立防尘、洒水、降尘系统，对煤流各转载点必须经常喷雾洒水；（4）对于容易积存煤尘之处，应定期进行清扫和冲洗；（5）井下煤仓和溜煤眼应保持一定的存煤，不得放空，防止煤仓和溜煤眼进风；（6）相邻煤层及所有运输机道和回风道必须设置隔爆水棚；（7）采掘工作面的工人应按规定佩带防尘帽和防尘口罩。9.6.3防火（1）实行无煤柱沿空掘巷开采，尽量少丢煤，清除煤层自燃发火根源；（2）完善矿井通风系统，合理分配风量，降低并控制负压，以减少漏风。每个面回采结束，要将其两顺槽就近连通并及时加以密闭，使采空区处于均压状态；（3）对各工作面及采空区进行束管监测、电子计算机检控，即时掌握自燃征候和情况，及时采取有效措施；（4）煤层大巷要搞好壁后充填和喷射混凝土封闭煤层，防止煤层的风化、氧化和自燃。（5）井下设置完备的消防洒水系统，存放足够的消防器材。9.6.4防水（1）在矿井建设和生产过程中，至始至终要认真进行水文地质工作，切实掌握水文情况；（2）在落差较大的断层两侧要留足防水煤柱，当掘进头接近断层时，必须打超前钻孔探水前进；（3）开采下组煤时，应进一步摸清水文情况及其对开采的影响，并制定专门防水措施。10设计矿井基本技术经济指标设计矿井的基本技术经济指标见表10-1。表10-1矿井基本技术经济指标表序号技术经济指标项目单位数量或内容1煤的牌号气煤、气肥煤、肥煤及1/3焦煤2可采煤层数目层13可采煤层总厚度m34煤层倾角°4～14°，大部分属于缓倾斜煤层5(1)矿井工业储量Mt82.72(2)矿井可采储量Mt62.426(1)矿井年工作日数d330(2)日采煤班数班27(1)矿井年生产能力Mt/a0.9(2)矿井日生产能力t/d27218矿井服务年限a50.269矿井第一水平服务年限a23.0910井田走向长度m4340井田倾斜长度m520011瓦斯等级—高瓦斯相对涌出量m3/t16.9112通风方式—对角式(1)矿井正常涌水量m3/h160(2)矿井最大涌水量m3/h60013开拓方式(指井筒形式、水平数目)—斜井两水平14一水平标高m+135015生产的工作面数目个1采煤工作面年推进度m118817大巷运输方式—机车牵引固定矿车18矿车类型—固定矿车和自制平板车19设计煤层采煤方法—综采一次采全高20(1)工作面长度m180(2)工作面推进度m/月108专题部分关于矿井煤与瓦斯突出的研究论述摘要：本文对矿井煤与瓦斯突出的机理、特征、地质规律进行了研究。煤与瓦斯突出是瓦斯特殊涌出的一种动力现象，具有极大破坏性，所以对煤与瓦斯突出的规律和预兆做出了分析,同时还指出了预测突出的方法和有效的预防突出措施,为防治矿井的煤与瓦斯突出提供借鉴经验。并从本质上采取有效措施从本质上确保安全关键词：煤与瓦斯突出；机理；规律，关系，预防；监测；防治措1引言 煤与瓦斯突出是瓦斯特殊涌出现象，极具破坏性杀伤力，煤与瓦斯突出是矿井开采中常见的一种灾害，它是指井下采掘过程中，煤与岩石瞬间被从煤中抛出，并喷出大量瓦斯的现象。这种突发的猛烈的岩石破坏，和瓦斯浓度的瞬间剧烈增加，会对正常生产，设备财产以及人身安全造成严重的危害。我国是世界上发生煤与瓦斯突出最严重的国家之一，从发生的次数和强度来看，远远超过了前苏联、波兰及法国等欧洲国家。究其原因，主要是煤是我国主要的一次性能源（约占我国能源的70%左右），煤的产量大，有突出危险的矿井多；其次是发生的突出都与煤炭产业的发展紧密相关，煤炭的供应愈紧张，煤与瓦斯突出发生的几率就愈大。随着新井的开发、现有矿井开采深度的不断加大、矿井地质条件复杂化，煤与瓦斯突出发生的频率和强度不断增加，因此，研究开采煤与瓦斯突出的发生机理和预测方法，及防治措施就具有了重大意义。2煤炭工业技术现状与发展方向2.1煤炭开采技术现状2.1.1煤炭在经济结构中仍占主体地位在21世纪前50年内，世界能源的发展趋势仍将以化石燃料为主，其中煤炭是最安全、最经济、最可靠的能源。我国煤炭资源总量为5.6万亿t，占世界总储量的11%。煤炭在全国一次能源生产和消费中的比例长期占70%以上，在本世纪前30年内，煤炭在我国一次能源构成中仍将占主体地位。2.1.2国外煤炭开采技术装备水平的最新发展二十世纪末期以来，高新技术不断向传统采矿领域渗透，形成了以德国DBT、Eickhoff和美国JOY公司为代表的国际采矿设备厂商，基本垄断了综采设备的高端产品市场，代表了综采设备技术的发展方向。目前，国际上煤炭开采技术装备发展的主要技术特点是：（1）设备功率增大。新型电牵引采煤机总功率已达1500～2000kW，最大牵引速度达到30m/min以上，设备生产能力达到了3000t/h以上；工作面刮板输送机向着大运量、软启动、高强度、重型化和高可靠性方向发展，其输送量已达6000t/h，装机功率4×800kW，整机寿命（过煤量）达1000万t以上，最高达2000万t；（2）支架性能提高。液压支架为高工作阻力的支架，支护工作阻力6000－10000kN，最大12000kN，支架结构为整体顶梁，支架控制方式为环形供液及电液阀控制，支架的寿命试验高达50000次以上；（3）顺槽带式输送机已向长距离、大运量、高带速的主要方向发展。目前装机功率已达4×970kW，运输能力已达5500t/h，带速5m/s以上；（4）综采工作面可以实现自动化生产；（5）综采工作面的设备的供电电压已从1140V等级分别提高到2300V、3300V、4160V、5000V等级，大大改善了采区电网和工作面大功率电气设备的运行工况。2.1.3国内煤炭开采技术的发展现状：（1）采用先进开采技术与装备，工作面单产与效率大幅提高。已出现多个千万吨级的矿井或采煤工作面，设计能力2000万t/a的矿井（布尔台矿）已经问世。（2）开采深度增加，开采条件复杂，开采难度加大。我国煤炭开采主要以井工开采为主，露天开采产量仅为5%左右。远远低于世界主要产煤国露采产量比重（加拿大露采产量比重88%，德国78%，美国61.5%，俄国56%）。目前，我国煤矿开采深度以每年8～12m的速度增加，深井开采问题日益突现。（3）矿区环境污染问题未得到实质性改变。煤层气开发尚处于起步阶段。目前，全国年瓦斯排放总量约100亿m3左右，但实际利用量只有20多亿m3，相当于年损失500多万t标准煤。另外，煤矸石排放、地表沉陷、地表水损失与地下水污染等现象普遍存在。2.2煤炭工业技术发展方向2.2.1加大机械化开采水平，进一步提高煤炭行业生产效率不断提高煤田地质勘探精度及巷道掘进与支护技术水平、提升煤矿综采成套装备水平，建设高产高效矿井。在薄及中厚煤层中推广刨煤机、螺旋钻采煤机等现代化手段，建设无人工作面。2.2.2加大矿井灾害治理力度，提高防灾抗灾能力不断改进煤矿瓦斯、火灾、水灾等治理技术与装备水平，提高灾害预测预报能力。2.2.3深入研究深井开采技术进一步研究深井开采过程中的“三高一扰动”问题，即高应力、高地温、高岩溶承压水和强烈的开采扰动。研究解决深井巷道与采场的支护、瓦斯突出、地温异常等问题。2.2.4保护环境，科学开采进一步研究“三下一上”开采难题，减小开采过程对地表的破坏程度；研究矸石利用、充填开采问题，解放“三下”压煤，提高煤炭资源的回收率；研究保水开采、绿色开采，最终实现科学开采。2.2.5深入双能源开采技术加快研究煤与煤层气双能源共采技术，不断提升洁净煤技术水平，加快发展煤炭资源的综合加工利用。2.2.6重视井下热能利用技术加快研究井下热能（热风、热水）利用技术，变热害为热能，变井下降温过程为热能的提取过程，既改善了作业环境，又节约了能源、提高了安全程度，做到一举多得。3我国煤与瓦斯突出的基本特点(1)突出矿井多、分布广泛。据全国国有重点煤矿统计，截止2005年底，我国大中型煤矿中共有突出矿井106处。其中重庆市100％、贵州省91.7％、江西省和湖南省50％、河南省40％的大中型煤矿具有煤与瓦斯突出危险。从地区分布来看，全国主要的产煤省份及矿务局都具突出危险矿井，其中中南部地区尤为严重。 (2)突出类型齐全。我国的突出类型齐全，包括突出、压出、倾出及喷出。从全国来看，煤与瓦斯突出次数约占总突出次数的45%左右，压出及倾出约占总突出的25%左右。从突出的物质来看主要是煤与瓦斯突出，但个别也有岩石与瓦斯突出及煤与二氧化碳突出，不过其所占的比率较小，前者仅占比率的0.3%，后者更小。(3)突出次数多、突出强度大。突出次数和突出强度是衡量煤矿突出危险性的重要标志，与世界突出严重的国家相比，我国煤矿煤与瓦斯突出不仅次数多而且强度大。统计表明2002年国家煤矿安全监察局安全日志上统计发生伤亡事故的各类突出40起，占煤矿瓦斯灾害伤亡事故的11.1％，死亡270人，占煤矿瓦斯灾害伤亡事故的15.85％。(4)煤与瓦斯突出之前大多出现前兆现象，且突出愈严重其突出前兆愈明显突出分布于不同煤层出前大都有预兆发生，可以出现一种预兆，也可以出现几种预兆。常见的有声预兆有:煤体中出现劈裂声、炮声、闷雷声;常见的无声预兆是:煤层层理紊乱、煤变软变暗、支架来压、掉渣、煤面外鼓、片帮、瓦斯浓度增大、瓦斯涌出忽大忽小以及打钻时顶钻、火钻、钻孔喷孔等等(5)多数突出发生在煤巷，但揭石门突出强度最大。统计资料表明，煤层平巷突出次数最多，约占突出总次数的4_5%左右，石门揭穿煤层的突出次数虽然不多，但是其突出强度最大，80%以上的特大型突出均发生在石门揭煤时。(6)震动放炮引起的突出最多。在不同作业条件下，放炮引起的突出最多，占突出总次数的55.67%，风镐及手镐作业时亦发生突出，且占一定的比例。 (7)突出矿井数目不断增加。随着我国煤矿开采深度的加大，开采强度的不断增强，煤与瓦斯突出的危险性也在增加，突出危险区域也在扩大，部分原无突出危险的煤矿也开始出现动力现象，部分未划分为突出矿井的煤矿也不得不按突出煤矿管理。我国煤与瓦斯突出危险矿井数目和突出强度、频度将随着开采深度的延深、开采强度的增大而逐渐增多。(8)突出危险性随采掘深度增加而增大;突出次数和强度随深度增加而增大是突出的普遍规律，对每个矿井、煤层都有一个发生突出的最小深度，当少十该深度时不发生突出，该深度简称为始突深度。(9)突出危险性随突出煤层厚度增大而增大;突出煤层越厚危险性越大，表现为突出次数多，强度大，开始发生突出的深度浅。(10)突出与作业方式有关;统计资料表明，原统配煤矿的大多数突出矿井在爆破时发生的突出约占总数的2/3，突出的平均强度最大;风镐落煤和手镐落煤时发生的突出一般占突出总次数的1207016070，近年来，随着机械化采煤的发展，机组采煤时的突出已跃居第2位，统配煤矿共发生100_5次，占突出总数的16.407004煤与瓦斯突出的国内外研究现状4.1煤与瓦斯的突出机理煤与瓦斯突出机理是指煤与瓦斯突出发生的原因、条件及其发生过程。许多国家对煤与瓦斯突出机理的研究都很重视,并取得了一定成果,但由于突出机理的复杂性及突出现象的多样性,目前对突出机理的认识仍处于假说阶段。国外对煤与瓦斯突出机理的认识可归纳为4种:地应力假说、瓦斯作用假说、化学本质假说和综合作用假说。我国从60年代起就对突出煤层的应力状态、瓦斯赋存状态、煤的物理力学性能等开展了一系列的研究,根据现场资料和实验研究对突出机理进行了探讨,提出了新的见解和观点,概括起来主要有中心扩张学说、流变假说、二相液体假说、固流耦合失稳理论、球壳失稳理论等。此外中国科学院力学研究所从力学角度对突出过程做了大量的研究工作,并提出了突出破坏过程及瓦斯渗流的机制方程。综合而言，煤与瓦斯突出是地应力、高压瓦斯与煤的物理及力学性质三者综合作用的结果。4.1.1瓦斯作用说这类假说[2]认为煤内存储的高瓦斯是突出中起主要作用的因素。在这类假说中“瓦斯包”说占有主要地位，它认为在煤层中存在着瓦斯压力和瓦斯含量比邻近区域高得多的煤窝，即“瓦斯包”，其煤质松软，孔隙与裂隙发育，且被透气性差的煤或围岩所包围，因此具有较强的存储瓦斯能力，当巷道揭穿“瓦斯包”时，在瓦斯压力作用下将松软的煤窝破碎并抛出，从而诱发突出。另一类瓦斯说则认为，甲烷在煤中以不稳定的化合物形式而存在，如多聚甲烷(CH4)n或结晶水化物CH4·6H2O,当巷道揭开饱含不稳定化合物的煤区时，因温度上升或瓦斯压力下降，促使它们急剧分解，放出大量瓦斯并夹带着煤而喷出。在引发突出现象的诸多因素中，瓦斯解吸是一个主要原因[3-5]。在煤的骨架上和内部缝隙及煤分子中存在吸附瓦斯，这种相态的瓦斯是以扩散形式缓慢运移的，当它们扩散到达煤层的缝隙网络后，便迅速解吸为自由态的瓦斯并成为通过宏观孔隙流到工作面的自由流体。吸附瓦斯在解吸过程中必然释放出大量内能，煤层内能有两种储存形式，分别为气体介质的内能和固体介质的内能。在矿井采掘作业中，由于煤体结构和状态均发生了变化，这两种能量将转化为动能，因此，煤与瓦斯突出是一种由于存储于煤层中的瓦斯能量转换为动能而发生的煤层崩塌和瓦斯气体溢出的失效破坏过程。这种失效破坏可能是由于煤层中的应力超过煤介质的强度，以及在瓦斯释放时单位体积煤所释放的瓦斯内能足以超过引起单位体积煤发生突出所必须的功。4.1.2化学本质说化学本质说[2]主要包括：“爆炸的煤说”、“重煤说”、“地球化学说”、“硝基化合物说”。其中“爆炸的煤说”认为是由于煤在地下深处变质时发生的化学反应而引起的，即由于煤的变质，在爆炸转化的物质（爆炸的煤）的介稳区能呈现链锁反应过程，并迅速形成大量的CO2和CH4，从而引起爆炸即煤与瓦斯突出。“重煤说”认为煤在形成时有重碳（原子量13）及带氢的同位素（原子量2）重水参加，形成煤的重同位素，称为“重煤原子”，当进行采掘时，能发生突出。“地球化学说”认为煤与瓦斯突出是煤层中不断进行的地球化学过程，即煤层的氧化-还原过程，由于活性氧的存在而加剧，生成一些活性中间物，并与煤中有机物质发生相互作用，使煤分子遭到破坏。“硝基化合物说”认为突出煤中积蓄有硝基化合物，只要有不大的活化能量（如分布不均的地应力，瓦斯压力）就能产生发热反应，当其能量超过分子间活性能时，反应将自发地加速进行，从而发生突出。4.1.3地应力作用说这类假说把突出发生的原因归结为局部地应力的增大。在这类假说中，构造应力论占有重要的地位。构造应力说又可分为残余构造应力说和现代构造应力说两种[6]。地层中产生的地质构造须有巨大的力量,即构造应力。残余构造应力说认为，尽管在久远的年代以前，地质构造已经形成，但在地质构造带附近煤层的围岩中，仍残存着部分构造应力，即残余构造应力，其值远大于自重应力值。当采掘工作面接近这些含有残余构造应力的岩层时，会像弹簧一样张开，释放其中贮存的大量弹性潜能，引起突出。但在漫长的地质年代中，残余构造应力是否能保存下来，引起了较大的争议，所以又有人提出了现代构造应力说，即认为现代构造应力大的区域即为突出危险区域。另一种学说认为采掘工作面前方存在着应力集中，当厚层顶板悬顶过长或突然冒落时，可能产生附加的集中应力。在集中应力作用下，煤发生破坏和破碎时，会伴随大量瓦斯涌出而构成突出。成新龙等研究了地应力在煤与瓦斯突出中的作用[7]，其结果表明:(1)储存在围岩或煤层中的弹性变形能做功，使煤体产生突然破坏和位移。(2)地应力场对瓦斯压力场的控制作用，高的地应力决定高的瓦斯压力的存在，从而促进了瓦斯在突出中的作用。(3)煤层透气性也决定了地应力状态，高的地应力又决定了煤层的低透气性，有利于在巷道前方煤体造成高的瓦斯压力梯度。因此，增高的地应力是发生煤与瓦斯突出的第一个必要条件。在挤压构造带和采动应力集中带，既使深度不大，煤体及围岩中可能存在很高的地应力和弹性变形能，同样存在发生煤与瓦斯突出的可能性。煤与瓦斯突出发生的第二个必要条件是应力状态的突然变化。4.1.4综合假说该假说认为突出是地应力、瓦斯和煤的物理力学性质等因素综合作用的结果[8]。综合假说较全面的考虑了突出动力（地应力、瓦斯）和阻力（煤强度）两方面的主要因素，因而得到了国内外学者的普遍认可。若某区域地应力越大，瓦斯含量（压力）越高，则该区域突出危险性越大。对采掘工作面突出而言，突出不仅与地应力、瓦斯和煤物理力学性质各参数的原始值有关，在很大程度上还取决于近工作面各参数的变化，即工作面附近煤岩应力，瓦斯压力的分布状况和煤强度性质的变化。工作面前方应力和瓦斯压力梯度越大，煤强度越不均质，则工作面突出危险性也就越大。这类假说中有代表性的是前苏联学者B.B.霍多特的能量说[9]和巴浦洛夫等人的地应力分布不均说[10]。突出能量说认为，突出是煤的变形潜能和瓦斯内能突然释放引起的近工作面煤体的高速破碎现象。地应力分布不均说认为，突出煤层的煤岩具有增高和不均匀的应力分布，当工作面前方煤体中的应力不均匀分布时，就会产生围岩的不均匀位移。由于围岩和煤体的变形，产生不同的振幅和声响，同时因顶底板移近的“停滞”和“塞子”的形成，产生一种脆弱的平衡。突出之前，这种顶底板移近的停滞，造成“自我阻塞”，大大降低了靠近工作面的破裂带的尺寸，只留下压缩带，同时在距工作面短距离内部保持着较高的稳定的瓦斯压力。由于采掘工作破坏了围岩脆弱平衡，就造成急剧的位移和搓揉，产生冲击和煤的破碎，发生突出。该学说认为围岩应力状态的变化和能量的释放是造成突出的首要原因，且在突出过程中围岩的变形具有脉冲性质。近几年，在突出机理综合假说的理论指导下，突出理论研究取得了明显的进展。中科院力学所提出的破裂间断波模型[11]，破裂波模型表明，当煤样表面突然卸载的强度超过抗拉强度与大气压之和，便发生破裂，且以破裂波的形式向深部发展，破裂波阵面的传播速度在突然卸载时达到最大值，然后随时间增加逐渐减小至零，初始充气压力越大，破裂波的最大速度以及破裂段的长度也越大。中国矿业大学提出的球壳失稳假说及突出问题的流变学探讨，蒋承林教授通过对突出过程的理论分析和大量的实验室研究，提出了瓦斯突出的球壳失稳机理[12]，他认为在石门揭穿瓦斯突出煤层时所发生的动力现象过程中，煤体的破坏以球盖状球壳的形成、扩展及失稳抛出为其典型特征，突出过程中煤体在应力作用下破坏是突出的必要条件而不是充分条件，并指出在理想石门揭煤条件下，煤层能否突出及突出强度的大小只取决于地应力、瓦斯压力、煤体强度及软分层厚度。而地应力、瓦斯压力和煤体强度只影响煤体破裂后的初始释放瓦斯膨胀能。因此，在理想石门揭煤条件下，只要测定煤样的初始释放瓦斯膨胀能和软煤厚度，就可以判断煤体是否会发生突出及突出的类型。并且单独采用瓦斯膨胀能指标预测，准确率可达90%。周世宁和何学秋两位教授提出了煤与瓦斯的流变机理[13]，流变假说认为含瓦斯的煤在外力作用下，当达到或超过其屈服载荷时，明显的表现出变形衰减、均匀变形和加速变形三个阶段[14]。流变假说运用流变学的观点分析了突出过程中含瓦斯煤受力的时间和空间过程，能够很好的解释综合作用的瓦斯突出现象。西安矿业学院的李萍丰提出了瓦斯突出机理的二相流体假说，该假说认为由于工作面受采场应力的作用，工作面前方煤体可分为突出阻碍区、突出控制区、突出积能区（或突出中心）和突出能量补给区[15]。重庆煤科分院研究了瓦斯突出强度与瓦斯能量关系[16]以及谢逸清等对延期性突出防治进行探讨[17-19]。重庆煤科分院从能量的观点出发，对瓦斯突出强度的定量化关系进行了初步研究，认为采掘工作面新的暴露面形成后，煤体中应力迅速重新分布，煤体进入极限平衡状态，在应力和瓦斯压力的共同作用下形成与暴露面近于平行的大裂缝，将暴露表面附近煤体切割成与暴露同形的圆柱筒煤壳，煤壳在瓦斯压力作用下破碎并抛出煤体，形成煤与瓦斯突出。谢逸清等人依据中国矿业大学周世宁教授的观点“煤与瓦斯突出实质上是属于含瓦斯煤体的流变行为”，只是依据时间对延迟突出进行分类，延迟时间在30min之内的称为短延期突出，大于30min至8h的称为中延期突出，8h以上的称为长延期突出。国外许多学者研究了瓦斯动力现象的本质和岩石破坏机理，如日本的栗原一雄采用实验装置实现了实验室基于综合假说的瓦斯突出再现[20-22]；德国慕尼黑工业大学的H.Lippmann等人对煤矿中岩石突出问题采用了弹塑性力学的方法进行了卓有成效的研究，给出了易产生岩石突出力学特征和突出预报的新概念[23-25]。4.2煤与瓦斯突出的类型煤与瓦斯的突出包括:煤与甲烷突出、岩石与甲烷突出、煤与CO2突出、岩石与CO2突出等。由于突出时的原动力和所表现现象的不同,煤与瓦斯突出可分为突出(以瓦斯压力为主导作用)，压出(以地压为主导力量)，倾出(重力突出)3种情况。4.3煤与瓦斯突出的发展过程煤与瓦斯的突出过程一般划分三个过程：发动、发展、停止三过程。发展过程划分:突出发动阶段：指从准备阶段静止的煤体到煤与瓦斯突出发生这一突变点，由于工作面前方一定厚度的煤壁或者岩壁发生突变失稳，在地应力、瓦斯压力、爆破冲击载荷或者重力等的作用下使煤体应力突然改变，岩石和煤的弹性潜能迅速释放。突出发展阶段：从突出的最初发动到突出终止所经历的过程，是依靠释放的弹性能和游离瓦斯的膨胀能使煤体破碎，并由瓦斯流把碎煤抛出。突出终止阶段:突出发展阶段的末期，突出出现衰减并达到停止这一时间点。4.4煤瓦斯突出的一般规律突出与地质构造的关系,突出多发生在地质构造带内，如断层、褶曲和火成岩侵入区附近。突出与瓦斯的关系,煤层中的瓦斯压力与含量是突出的重要因素之一。一般说来，瓦斯压力和瓦斯含量越大，突出的危险性越大。但突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间，没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可以发生突出；反之，瓦斯压力高，含量大的煤层也可能不突出，因为突出是多种因素综合作用的结果。（3）突出与地压的关系,地压愈大，突出的危险性愈大。当深度增加时，突出的次数和强度都可能增加；在集中压力区内突出的危险性增加。（4）突出与煤层构造的关系,煤层构造主要指煤的破坏类型和煤的强度。一般情况下煤的破坏类型愈高强度愈小，突出的危险性愈大。故突出多发生在软煤层或软分层中。（5）突出与围岩性质的关系,若煤层顶底板为坚硬而致密的岩层且厚度较大时，其集中应力较大，瓦斯不易排放，故突出危险性愈大；反之则小。若顶底板中具有容易风化和遇水变软的岩层时，将减少突出危险性。（6）突出与水文地质的关系,实践表明，煤层比较湿润，矿井涌水量较大，则突出危险性较小；反之则大，这是由于地下水流动，可带走瓦斯，溶解某些矿物，给瓦斯流动创造了条件。（7）突出具有延期性突出的延期性变化就是震动放炮后没有诱导突出而相隔一段时间后才发生突出。其延迟时间从几分钟到几小时4.5煤与瓦斯突出倾出的基本特征煤与瓦斯突出倾出的基本能源是煤的重力能。其基本特征：（1）出来的煤就地按自然安歇角堆积、无分选现象（2）在多数情况下，倾出的无明显的动力现象（3）倾出多发生在煤质松软的急倾斜的煤层中，倾出的煤呈现大小不同的碎状块，会使巷道内的瓦斯涌出量明显增加。（4）倾出的孔洞多为口大腔小，孔洞轴线沿着煤层倾斜或者铅垂方向延伸发展，深度从几米到几十米，轴线倾角大于45度，位于集中应力带内。4.6煤与瓦斯突出的危害煤与瓦斯突出是煤矿井下生产的一种强大的自然灾害，他严重威胁着煤矿的安全生产。由于煤与瓦斯突出能在一瞬间向采掘工作面空间喷出巨量煤与瓦斯流，不仅严重地摧毁巷道设施，毁坏通风系统，而且是附近区域的井全部充满瓦斯与煤粉，造成瓦斯窒息或煤流埋人，甚至会造成煤尘和瓦斯爆炸等严重后果。5煤与瓦斯突出的地质构造规律分析5.1地质构造概况李四光提出的地质构造包括:结构要素、地块形态和构造体系。结构要素指存在地质体中的基本构造形迹，包括结构面和线条。研究地质构造应分清构造形迹之间的控制关系，构造形迹从整体到局部，从一般到特殊的关系，才能对其进行定型定量的研究。它们包括原生与次生构造分划性和标志性结构面及线条等构造形迹构造地块指地壳上部的结构形态不是均一发展的，而是有区域性的，彼此之间经常呈现着显著的差别，不同结构形态的地区之间往往有比较明确的界线，这就是构造地块。构造地块可大至洲际规模，如:欧业地块、太平洋地块等，小到具自身特征组构与邻近地区差别显著的区域规模。它们实际上是地质力学中提出的不同规模、不同等级、不同序次和不同等级的构造地块。所谓构造序次是指岩块或地块在同一场构造运动中，受到同方式、同方向构造外力的持续作用，由于变形过程中边界条件的改变，导致应力场的复杂化，于是产生了先后出现的目又是挨次控制的构造形迹。这种构造形迹之间产出的顺序称为构造序次。构造序次分初序次构造和低序次构造。初序次构造又称第一序次构造，也称高次构造。这是指与初始的区域构造应力场有直接的成因联系，在岩块或地块变形之初产生的一套构造形迹。初序次构造之间没有挨次控制的关系，它们之间是伴生关系。低序次构造是二、四……序次构造的总称，又称再次构造。这是指那些在边界条件改变之后出现的，与局部应力场有直接成因联系的构造形迹。它们产生构造形成之后，并直接受其控制，它们总体上与初序次构造有依赖关系，所以称派生构造。构造等级是构造形迹的规模大小，它和构造序次是完全不同的概念，在同一场构造运动中形成的各种构造形迹有序次之分，也有规模大小之分，把不同时期构造运动形成的各构造形迹综合起来，也有规模大小的区别。水平地应力对煤与瓦斯突出起着主导控制作用。受区域构造控制,突出矿井井田位置多位于向斜或背斜轴部及其附近地带,尤其以褶曲转折端或倾伏端受水平应力挤压作用最强烈,突出也最强烈。经分析认为,水平地应力对首山矿区煤与瓦斯突出起着主导控制作用。因为煤系地层在高水平地应力作用下,不易形成易于瓦斯逸散的张性通道,为煤系地层赋存大量的高压瓦斯提供了条件;在高水平应力场影响作用下,软弱层(煤层)易发生塑性流变,软弱层(煤层)越厚,塑性流变越易发生;塑性流变使软弱岩层(煤层)力学强度进一步降低,为构造煤的形成提供了力学条件;根据吸附态瓦斯理论,甲烷分子在炭的表面的吸附以单分子层排列,并处于动态吸附平衡状态,煤体遭受破坏越严重,表面积应越大,吸附瓦斯能力越强,破坏煤体量越大吸附瓦斯总量越大。5.2地质构造与煤与瓦斯突出的关系大量的研究成果表明突出与构造有直接的关系，山西阳泉80%以上发生在构造区，开滦矿区60%发生在以断层为主的构造附近，四川芙蓉矿48次突出都发生在断层和褶皱构造附近，安徽淮南矿区85%以上的突出与以断层为主的构造有关，河南平顶山矿区、江苏省含煤矿区的突出也与构造有关。突出不仅需要良好的瓦斯形成和保存的地质条件，还需要具备瓦斯突出的地质条件。瓦斯的形成和保存奠定了突出发生的物质基础，地质构造因素则是发生瓦斯突出的必要条件。由于地质构造的影响，有些矿区不但高瓦斯矿井发生突出事故，就是低瓦斯矿井也会因瓦斯局部积聚，频繁的发生突出事故。研究表明，构造煤容易发生突出，因为构造煤是在构造应力作用下原生结构遭到破坏的煤，其实构造煤本身就处十地质构造中。有些突出点虽然其附近的地质条件无明显差异，但却处十某些封闭性构造圈闭的范围内，或受某些特殊的构造边界的控制。一般大的地构造控制突出的分区分带性，中小型构造是应力相对集中的部位，容易诱发突出。综合分析各方面的研究成果，从地质力学的角度来看，构造区内突出危险性相对较大的部位是:构造体系的复合部位、弧形构造的弧顶部位、褶曲构造的褶扭部位、多种构造体系的交汇部位、压扭性断裂所火的断块，以及旋转构造的收敛端和断层的尖火端等。根据大量研究成果说明，对褶曲构造来说，褶皱强烈或紧密褶曲部位，不协调褶皱、层间滑动或层间揉皱发育地带、煤层产状变大的块段、中小型向刹轴部、背斜倾伏段以及背斜中和面以下部位，牵引褶曲部位等。5.3围岩力学与煤与瓦斯突出的关系统计表明：坚硬围岩处煤层塑性变形小,煤体受破坏程度相对较小。在同等水平构造应力作用下,软弱围岩层区煤层的原生结构遭受破坏变形相对坚硬围岩强烈,坚硬围岩在一定程度上起到了保护煤体免遭破坏的作用。因此较弱围岩分布区构造煤相对发育,发生煤与瓦斯突出的概率相对也较大。5.4埋藏深度、瓦斯压力与突出关系实践表明，随着开采深度的增加，地压不断增大，瓦斯压力总体上随深度的增加而增加,开采深度对突出影响显著。同一地质单元,随埋藏深度的增加,瓦斯压力、瓦斯含量、突出强度、突出频率常呈现正比例关系。不同地质单元,瓦斯压力与深度关系在空间分布上很不均衡。不同矿区瓦斯压力梯度不同,同一矿区不同瓦斯地质单元瓦斯压力梯度也不相同。瓦斯压力这一空间分布属性显示,随着开采深度的增加,瓦斯压力不均衡特性显著增强。瓦斯压力在同等深度条件下出现显著差异,与差异的水平地应力密切相关。5.5断层对突出的影响断层对突出的影响比较复杂，大量研究实测资料和研究成果表明，突出具有明显的分区分带性，地质构造尤其是断层构造控制突出的分区分带性一般认为断层的产生是地应力释放的过程，因}断层的产生在一定程度上减少了突出的危险性，但是在很多时候断层又作为煤与瓦斯突出的初始通道或突破口，因而需对其进行具体分析与研究。断层的性质不同其对突出的作用及影响截然不同，一般情况下，压性或压扭性断层为封闭性构造，瓦斯含量较高、瓦斯压力大、因此突出危险性也大;张性断层属开放性构造，突出危险性小或者不突出。在封闭的边界条件下，小断层密集发育的地带特别是低级别压扭性断裂发育地段、压性或压扭性结构面间所火的块段、地堑构造的中间块断等，均易发生突出。根据实测资料，其瓦斯压力分布具有一定的规律性，断层带附近，瓦斯压力及瓦斯涌出量一般比较小，随着距断层距离的增加，其瓦斯压力及瓦斯涌出量有一定的增加并存在较高的峰值，至一定的距离后又变为正常值，在距断层一定的范围内存在低值区、高值区和正常区。工程实践表明，突出点通常都在瓦斯压力及瓦斯涌出量升高区范围内。另一方面，压性或压扭性断层对突出的控制作用及其分布特征与断层带的应力分布状态是相对应的，一般认为断层是应力集中的部位，事实上这种说法并不准确，断层带中的应力状态反而相对比较低，如果说其中应力较大，只能理解为其应力值与断层带本身很低的强度相对比较而言的在断层两侧其应力状态显著变化，不但应力值显著增加主应力的作用方向亦有明显变化，只是在距断层一定距离以外，其应力状态才逐渐恢复到正常。断层构造带推、搓、扭压等特征明显,常具有细腻致密的构造膜泥,封闭性较好,阻碍了瓦斯逸散通道,瓦斯压力增大;断层带、断层尖灭带及其附近构造煤发育,构造煤表面积大,吸附瓦斯能力增强,瓦斯含量明显增高;断层带、断层尖灭带及其附近煤层厚度变化显著,具有明显的塑性流变特征,煤体破碎严重强度降低抵抗能力降低。因此断层带、断层尘灭带及其附近常为煤与瓦斯强突出危险区。首山矿区内较大的高沟逆断层落差大于30m，矿井边界的沟里封正断层，落差大于100m。它们本身及其附近的小断层，对己煤瓦斯具有明显的排气作用，同时也为突出创造了条件，是瓦斯突出的主要地方。5.6煤层厚度变化对突出影响煤层厚度突变带、分叉合并带,常呈现出层理紊乱、光泽暗淡、构造煤发育、瓦斯涌出异常,常具有流变特征。破碎煤体在地应力的作用下发生了塑性流变,地应力是煤厚突变的动力,这种动力不仅使煤层厚度发生突变,而且使煤体的抵抗能力降低、吸附瓦斯能力增强、弹性能增大、瓦斯压力增大、放散初速度升高。因此,煤层厚度突变带、分叉合并带常为突出多发地带,也是突出最强烈地带。6煤与瓦斯突出预兆6.1煤与瓦斯突出预兆煤与瓦斯突出前一般都有预兆,没有预兆的突出是极少数的。突出预兆伴随其突出过程,按其主要特征大体可分为“三个阶段”:①早期预兆,煤变软、光泽暗、层理节理都紊乱、煤层受挤压、厚度变大、倾角变陡、煤层干燥等；②中期预兆,钻沫多、钻进慢,夹、顶、喷孔异常,预兆严重突出危险区域表现强烈；③临突预兆,工作面来压、煤炮响、瓦斯涌出异常。煤与瓦斯突出预兆也可以从以下三方面做出预兆：煤层结构和构造、地压、瓦斯及其它。①煤层结构和构造—层理紊乱，煤软硬不均或变软，煤暗淡无光，煤层受挤压，厚度变大，倾角变陡，煤层干燥等；②地压增大—如来压声响，支架折断，煤炮声，煤岩开裂，煤壁外鼓，片帮，掉碴，底鼓，打钻时顶钻、夹钻等；③瓦斯及其它—瓦斯涌出异常，忽大忽小，闷人，煤尘增大，煤或气温变冷，顶钻喷瓦斯、喷煤等。煤与瓦斯突出的预兆分为无声预兆和有声预兆两类：无声预兆①煤层结构变化，层理紊乱，煤层由硬变软、由薄变厚，倾角由小变大，煤由湿变干，光泽暗淡，煤层顶、底板出现断裂，煤岩严重破坏等。②工作面煤体和支架压力增大，煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等。③瓦斯增大或忽小忽大，煤尘增多。2）有声预兆煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。6.2突出预测方法的分类按预测预报范围和时间的不同,预测方法可分为3类:第一是区域性预测,主要是确定煤田、井田、煤层和采掘区域性的突出危险性;第二是局部预测,它是在区域性的基础上,根据钻探、采掘工程等资料,进一步对局部地区或要点的突出危险性作出判断;第三是日常预测,它是在区域性预测、局部预测的基础上,根据突出预兆的各种异常效应,对突出危险发出警告。6.3区域煤与瓦斯突出预测科学确定煤与瓦斯突出敏感指标临界值。通过理论分析、实验室实验和现场试验相结合的方式,对各种煤与瓦斯突出预测指标进行敏感性分析研究,确定煤与瓦斯突出敏感指标临界值。对部分防突指标检验值超过规定的或出现动力现象的煤层,应进行突出危险性鉴定或进行突出危险区域划分,未鉴定划分前要按突出煤层进行管理。国内外煤与瓦斯突出的预测方法有以下几种:6.3.1利用声发射技术预测突出危险性煤和围岩受力破坏过程中发生破裂和震动,当从震源传出震波或声波的强度和频率增加到一定数值时,可能出现煤的突然破坏,发生突出。突出是由连续的多起断裂引起的,而且异常的微震发射通常在断裂之前5～45s内产生,故微震法作为突出预报方法,有其广阔的应用前景。6.3.2声发射技术预测煤与瓦斯突出原理实验室及现场测试结果表明，不同类型的煤体破裂过程中都有声发射信号产生，声发射信号缘于煤体内部存在的固有缺陷，及煤体变形中固有缺陷造成内部损伤，破坏而释放应变能。可见，声发射信号与煤岩体的破裂过程密切相关。瓦斯对媒岩体破裂声发射现象的影响瓦斯对煤岩体的变形破裂过程有很大影响，在煤与瓦斯突出过程中，瓦斯起了很大作用，由于瓦斯的存在降低了煤岩体强度，使煤岩体的变形过程更加强烈，声发射现象强度也随之增强。煤与瓦斯突出的发生一般都是由于在它们孕育，准备，或发展阶段引起煤岩体应力应变状体的改变，这必然会产生声发射信号的特征变化。再者，煤与瓦斯突出发生前，一般都有预兆，没有预兆信号的极少。突出预兆有分为有声预兆和无声预兆。根据预兆信息判断煤与瓦斯突出的危害程度。根据现场统计实验得出：声发射现象和煤的的应力状态及瓦斯状态有关，应力和瓦斯压力越大，声发射信号特征强度越强。根据试验数据及实际观察数据分析，可以得出观测区域声发射的定量指标。6.3.3新型声发射现象监测仪的设计（1）仪器的硬件设计探头由外壳，传感器，前置放大器，发射接受设备以及传输电缆等组成，其任务是将捕捉到的声发射信号进行放大，并进行较长距离的多道传输。结构单片机信号处理单元将主放输出信号进行处理从而得到所需的发射数据。信号处理单元包括带通滤波，半波整流，包络形成，辅放，的部分中用双箭头相连的设备属于数字电路，是整个仪器的核心部分，其主要任务是完成数据的处理，运算，储存，控制及显示，打印等功能。（2）声发射监测仪的特点①可实现连续监测及预报，不影响生产，既能探测煤壁突出危险地带，又能检验防突措施的效果；②可实现实时，无接触的预测预报；③预测不受地域限制；可实现从理论上确定预测指标及特征参数的临界值。通过监测总事件累计数，大事件累计数及能率，来预测煤与瓦斯突出；基本上不受人工的外界因素的干扰。（3）声发射监测技术在煤与瓦斯突出预测中的应用 国外有美国，俄罗斯，日本，加拿大，等国家都进行了声发射技术的研究，前苏联的顿巴煤田对声发射用于煤与瓦斯突出预测进行了较多的研究工作。我国开发研制了KJT突出预测系统，并在南桐煤矿5号进行了实验，并将放炮30分钟内的声发射总事件超过15，能量超过300作为突出危险的指标。近年来，我国又开发了KJ-54矿井安全系统，完善了声发射监测突出的功能。并以日声发射总事件数500为指标，在平顶山的煤矿进行了试验。预测突出的准确率达69.6%，预测不突出的准确率达100%。6.3.4煤层温度状况预测突出的危险性温度状况预测突出危险性的理论根据是:瓦斯解吸时吸热,导致煤层温度降低。温度降低越多,说明煤层瓦斯解吸能力越强,则突出危险性越大。6.3.5电磁辐射强度预测突出危险电磁辐射(EME)是煤岩体受载变形破裂过程中向外辐射电磁能量的过程或物理现象,与煤岩体的受载状况及变形破裂过程密切相关。电磁辐射信息综合反映了煤与瓦斯突出等灾害动力现象的主要影响因素;可实现真正的非接触预测,无需打钻,对生产影响小,易于实现定向及区域性预测,不受含瓦斯煤体分布不均匀的影响;可实现动态连续监测及预报,能够反映含瓦斯煤体的动态变化过程;既能探测煤壁附近的突出危险性及突出危险带的方位,又能检验防突措施的效果。6.3.6煤层中涌出的氦或氡体积分数的变化预测突出在地震之前不仅有氡的反常涌出现象,而且有氦的反常涌出。前苏联学者考察了顿涅茨煤田中2个不突出煤层和4个突出煤层的氦含量后指出:自由释放的瓦斯中,氦含量高,瓦斯压力也相应的高。煤中涌出的氦可以作为预测突出的一个指标,该项目正在继续进行。6.3.7神经网络方法进行突出预测神经网络具有通过样本来”学习”的能力,一方面区别于传统的各种预测方法,实际应用时无须做出因素与突出相关关系有任何假设,只需将实际数据直接提供给网络来训练；另一方面训练完成后的网络能以任何精度逼近真值(只要训练数据足够多),能够抽提、捕捉隐藏在历史数据中的规律,尤其是那些尚未被人类认识和揭示的规律,这些优点是传统方法无法比拟的。6.4工作面突出危险性预测预测预报方法采面打完探卸压排放孔并注水后,进行预测预报。方法为：在全采面范围内,在煤体的软分层中布置一排预测预报孔,从采面上出口煤壁下帮10m开始布孔,每10m一个孔(直径42mm,深6m),直到采面下出口煤壁上帮10m处。预测孔垂直于煤墙、平行于煤层顶板布置,备齐弹簧秤、煤气表、秒表测试钻杆后,测出瓦斯涌出初速度q、钻屑量S和瓦斯流量衰减指标Cq,根据预测指标及临界值确定是否具有突出危险。若无危险,则可以进尺出煤；若有突出危险,必须重新执行打孔卸压措施,重新测试,直到预测无危险。7预防煤与瓦斯突出的措施煤程序与瓦斯突出综合预防日前我国采用“四位一体(即预测预报、防突措施、效果检验、安全防打)”综合防突措施，但随着矿井开采深度逐渐增加，煤层瓦斯含量也逐渐增高，煤层的透气性越低，突出危险性也相应增大，所以研究防治突出措施有重要的现实意义。防治煤与瓦斯突出,在预测它发生的地区、范围后,采取必要的防治措施,改变其发生突出应具备的基本条件,从而可以使其不发生或降低其突出强度。预防突出措施按作用范围来划分,有区域性措施和局部性措施。煤与瓦斯突出是一种极其复杂的动力现象，因其具有突发性、不完全的可知性，很难完全防止它的产生。但是如果开展突出预测并采取行之有效的防治措施，仍可做到不发生或减少伤亡事故的发生。目前防治煤与瓦斯突出工作，已不是单一的技术措施，而是一套完整的综合防治突出的系统工程。防治突出首先要摸清楚它发生的地区、范围，采取必要的防治措施，改变其发生突出应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，重点要抓好以下几点工作。7.1预防突出的区域性措施7.1.1优先开采保护层开采保护层是国内外至今被认为最经济、最有效的防治煤与瓦斯突出的措施。保护层与被保护层(突出煤层)的相对位置不同，上、下保打‘层之分。开采层位于突出危险煤层的上部先行开采的煤层称为开采上保打层，反之为开采下保打层。开采具有煤和瓦斯突出危险的煤层群时，预先开采无突出危险或危险性较小的煤层，使有突出危险的煤层卸压，大量泄出瓦斯，从而使其减弱或失去煤和瓦斯突出危险。对有条件进行保护层开采的突出煤层，坚定不移地实施保护层开采，对不具备保护层开采条件的突出煤层不安排采掘活动，同时创造条件研究解决保护层开采的新技术。（1）开采保护层的作用：①地压减少，弹性潜能得以缓慢释放；②煤层膨胀变形，形成裂隙与孔道，透气系数增加。所以被保护层内的瓦斯能大量排放到保护层的采空区内，瓦斯含量和瓦斯压力都将明显下降；③煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加。据测定，开采保护层后，被保护层的煤硬度系数由0.3～0.5增加到1.0～1.5。（2）保护范围：指保护层开采后，在空间上使危险层丧失突出危险的有效范围。划定保护范围，也就是在空间和时间上确定卸压区的有效范围。①垂直保护距离—保护层与被保护层之间的垂距。表6-1保护层与被保护层之间的垂距序号名称上保护层，m下保护层，m1急倾斜煤层<60<802缓倾斜与倾斜煤层<50<1007.1.2煤层开采前瓦斯预先抽排煤层开采前瓦斯预先抽排，消除高地应力，提高煤层透气性,在回采前消除突出。对于无保护层或单一突出危险煤层的矿井，可以采用预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。这种措施的实质是，通过一定时间的预先抽放瓦斯，降低突出危险煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层收缩变形、地应力下降、煤层透气系数增加和煤的强度提高等效应，使被抽放瓦斯的煤体丧失或减弱突出危险性。在20世纪90年代中期，北票矿务局与日本煤司合作，实验了用方格式布孔，预抽煤层中瓦斯防治突出的方法，取得成功后在全国推广。其特点是密集孔、高负压、长时间抽放，因此其运行成本也较高。煤层抽出瓦斯之后，就会发生收缩变形，根据中梁山现场实测，变形量可达1000左右，由于收缩变形，煤的强度增强，煤层顶