永安接替井3#煤层瓦斯涌出量预测（毕业设计）

河南理工大学本科设计﹙论文﹚

永安接替井3#煤层瓦斯涌出量预测

摘要

永安煤矿接替井位于山西省晋城市沁水县端氏镇，隶属于沁和能源有限公司，矿井为新建矿井，设计能力600Kt/a，计划于2007年上半年正式投产。

矿井生产初期在一采区布置一个年生产能力为600 kt/a综采工作面，工作面面长120m，采用走向长壁采煤法，分层开采，全部垮落法管理顶板。同一采区相邻工作面采用跳采，以利于分层工作面假顶的形成，避免相邻工作面采掘的相互影响。

初期，矿井采用中央并列式通风系统，即主、副斜井进风，回风立井回风；采用负压抽出式通风方式。根据对3#煤层测定的瓦斯基础参数以及工作面瓦斯涌出量预测结果表明，工作面瓦斯涌出量较大。属于高突矿井。

根据本矿井的基本情况，在本次设计中采用了分源预测法预测本矿井的瓦斯涌出量。

摘要重写。

关键词：通风 瓦斯含量 瓦斯涌出量预测

Yongan replace mine lies in Jincheng City, Qinshui County duanshi town, Shanxi Province , , under the Qin and Energy Limited Mine for new mine design capacity of 600 kt / a, plans to the first half of 2007 put into formal operation.

Mine production in the initial layout of a mining area, a production capacity of 600 kt / a fully mechanized coal face. work to please 120 m long, to use long wall mining, slice mining, all falling roof Management Act. The same mining area adjacent Face jump mining, so stratified at the top of the face formation, avoid the adjacent mining face interaction.

Initial mine alongside a central ventilation system, the principal and vice Incline into the wind, return air shaft to the wind; out using negative pressure ventilation mode. According to the 3# coal seam gas

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in the basic parameters of gas emission rate forecast results indicate that Face gas emission volumes. Mine is high outburst. According to the basic situation of the mine, at the design used in the sub-source。 Forecasting the mine gas emission.

Key words：Ventilation Gas Content Gas emission forecasts

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摘要 .............................................................................................................................1 1 前 言 ...................................................................................................................5 2.国内、外研究现状...................................................................................................7

2.1矿山统计预测法 ..............................................................................................................7 2.2分源预测法 ......................................................................................................................7 2.4 本矿收集资料 .................................................................................................................8 3 矿井概况.................................................................................................................9 3.1 矿井位置交通 .................................................................................................................9

3.1.1地形与地貌及河流 .............................................................................................9 3.1.2 位置与交通 ........................................................................................................9 3.2 煤层赋存条件 ...............................................................................................................10

3.2.1 煤层赋存 ..........................................................................................................10 3.3 地质构造 .......................................................................................................................12

3.3.1区域地质构造 ...................................................................................................12 3.3.2 井田地质构造 ................................................................................................12 3.4 开拓开采方式 ...............................................................................................................13

3.4.1 矿井开拓 ..........................................................................................................13 3.4.2采区划分、采区储量及开采顺序 ...................................................................13 3.4.3采煤方法 ...........................................................................................................14 3.4.4 通风方式 ..........................................................................................................14 3.4.5矿井瓦斯涌出现状 ...........................................................................................14

4 瓦斯分布规律.......................................................................................................17 4.1 瓦斯地质条件 .............................................................................................................17

4.1.1瓦斯含量测定方法 ...........................................................................................19 4.1.2煤层瓦斯含量测定结果 ...................................................................................22 4.2 瓦斯含量的分布规律 .................................................................................................23

4.2.1煤层瓦斯赋存的垂向分带 ................................................................................23 4.2.2影响煤层瓦斯含量的因素 ................................................................................23 4.3 瓦斯的分布规律 ...........................................................................................................23 4.4 瓦斯含量等值线图 .....................................................................................................23 5矿井瓦斯涌出量预测..............................................................................................25

5.1分源预测法的计算公式如下..........................................................................................33

5.1.1 开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量 ..............................................................33 5.1.2 邻近层瓦斯涌出量 ..........................................................................................33 5.1.3 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 ..............................................................................33 5.1.4 掘进落煤的瓦斯涌出量 ..................................................................................33 5.1.5 回采工作面瓦斯涌出量 ..................................................................................33 5.1.6 掘进工作面瓦斯涌出量 ..................................................................................33 5.1.7 生产采区瓦斯涌出量 ......................................................................................33 5.1.8矿井瓦斯涌出量 ...............................................................................................33 5.2 瓦斯涌出量预测结果及分析 .....................................................................................33

5.2.1预测条件 ...........................................................................................................33 5.2.2回采工作面瓦斯涌出量预测结果 ...................................................................34

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5.2.3掘进工作面瓦斯涌出量预测结果 ...................................................................34 5.2.4采区瓦斯涌出量预测结果 ...............................................................................35 5.2.5矿井瓦斯涌出量预测结果 ...............................................................................35 5.2.6瓦斯涌出量预测结果分析 ...............................................................................35

6结论..........................................................................................................................38

参考文献 ...................................................................................................................39 致谢 ...........................................................................................................................40

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1 前 言

伴随着人类文明的进步和科技的高速发展，结合我国的实际现状煤炭在我国是必不可少的工业能源，煤矿的安全生产是我们现在主要的任务。矿井瓦斯涌出量预测是为了确定新矿井﹑新水平﹑新采区﹑新工作面投产前瓦斯涌出量的大小，为矿井﹑采区和工作面通风提供瓦斯涌出方面的基础数据。根据资料可知永安接替井3号煤层为高瓦斯煤层。通过对本煤层的瓦斯涌出量预测为该煤层的通风设计﹑瓦斯抽放设计和瓦斯管理提供必不可少的基础参数。

矿井瓦斯涌出量的大小是决定矿井风量的主要因素，通过对矿井的瓦斯涌出量的正确预测，为煤矿通风提供基本参数。所以预测结果的正确与否，能够影响矿井开采的经济技术指标，甚至能够影响到煤矿的正常生产。高瓦斯矿井，如果预测涌出量偏低，投产不久就需要进行通风系统改造，或者被迫降低产量。如果预测量偏高，势必增大投资和通风设备的运行费用，造成不必要的浪费。众所周知煤矿通风是煤矿生产系统的心脏，它可以排除井下有毒有害气体﹑为从业人员提高一个良好的工作环境。通过瓦斯涌出量预测选择一个合适的通风系统，可以减少矿井井下瓦斯积聚等等类似的事故，为安全生产提供了强有力的保证，最终达到煤矿的安全生产，体现以人为本的理念，达到瓦斯预测的目的。

你的论文是涌出量预测，不是区域预测。

论文写作流程图

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课题矿井概况瓦斯涌出现状开拓开采方式资料收集矿井地质构造通风方式瓦斯地质条件煤层瓦斯含量瓦斯压力煤层瓦斯分布规律现场参数测试课题坚固性系数瓦斯涌出现状矿井地质构造矿井概况开拓开采方式资料收集通风方式瓦斯地质条件煤的破坏类型煤层瓦斯含量瓦斯压力现场参数测试坚固性系数预测方法选取及计算煤层瓦斯分布规律煤的破坏类型瓦斯地质编图预测方法选取及计算预测结果与分析瓦斯地质编图预测结果与分析

流程图不对，你的流程图是作区域预测用的。

2.国内、外研究现状

新矿井、新水平和新采区投产前，都应进行矿井瓦斯涌出量预测，这是矿井通风设计、瓦斯抽放设计和瓦斯管理必不可少的基础工作。现有的矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为二大类：矿山统计预测法、分源预测法。

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以下就各种方法进行简单的介绍： 2.1矿山统计预测法

矿山统计预测法的实质是：根据生产矿井积累的实测瓦斯资料，经过统计分析，把得出的矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，应用来推算新水平、新区或邻近新矿井的瓦斯涌出量。

矿山统计预测法的使用条件：

1）预测瓦斯涌出量的新水平、新区或邻近新矿井的矿山技术条件和地质条件，如煤层赋存、煤质、煤层开采顺序、采煤方法、顶板管理、煤系地层岩性、地质构造等应与已生产区域相似；

2）预测瓦斯涌出量向外推的范围，一般沿垂深不超过100~200米，沿煤层倾斜方向不超过600米，沿走向应是中间无大的地质构造的相邻区；

3）在瓦斯带内，最少应具有二个已采水平的瓦斯资料；或在瓦斯带内有一个已采水平的瓦斯资料，但已知瓦斯风化带的深度，在该深度处的相对瓦斯涌出量取2m3/t；

4）由于它是以相对瓦斯涌出量作为依据的，所以在统计预测中必须采用产量较稳定时的矿井瓦斯涌出量测定资料。 2.2分源预测法

分源法预测矿井瓦斯涌出量亦称瓦斯含量法预测矿井瓦斯涌出量。该预测法的实质是按照矿井生产过程中瓦斯涌出源的多少、各个瓦斯源涌出瓦斯量的大小，来预计该矿井各个时期（如投产期、达标期、萎缩期等）的瓦斯涌出量。因此，能为矿井通风设计提供更合理的矿井瓦斯涌出量基础资料，并为高、低瓦斯煤层如何合理配采，减少矿井瓦斯涌出不均衡提供科学依据。

应用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量，是以煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区及矿井瓦斯涌出量。

各个瓦斯源涌出瓦斯量的大小适宜煤层瓦斯含量、瓦斯涌出规律及煤层开采技术条件为基础进行计算确定的。

应用分源法预测矿井瓦斯涌出量时，需要具备以下原始资料：

1）各煤层的瓦斯风化带深度、不同深度处的煤层瓦斯含量测定资料或瓦斯含量等值线图。

2）地层剖面和柱状图。图上应标明各煤层（包括不可采煤层）的厚度、层

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间距和岩性。

3）各煤层的煤工业分析指标（灰分、水分、挥发分和密度）和煤质牌号。 4）矿井开拓和开采系统初步设计图。应有采区布置、煤层开采顺序、采煤方法、通风方式等。 2.4 本矿收集资料

（1）井田地质报告（详查）及勘探阶段的钻孔资料，主要包括井田内所有钻孔揭露的孔口坐标、高程、见煤深度、煤层厚度、顶底板岩性、钻孔瓦斯解析量和残存量等；

（2）煤的牌号、变质程度、瓦斯成分及挥发分、水分和灰分的含量等； （3）井田煤系地层综合柱状图及测井曲线； （4）井田煤厚变化及底板等高线； （5）井田内的地质构造性质及分布状况；

（6）矿井设计资料及投产初期的采掘布置方案，主要包括井田开拓方式、回采和掘进工作面布置方案及参数（采长、准备工作面周期、掘进煤巷断面及高宽等）、回采工艺、预计工作面平均日进度或日产量、预计回采率等。

3 矿井概况

永安煤矿接替井位于山西省晋城市沁水县端氏镇，隶属于沁和能源有限公司，矿井为新建矿井，设计能力600Kt/a，计划于2007年上半年正式投产。井田内共含煤10余层，主要可采煤层为3#、9#和15#煤层，矿井首先开采3#煤层，3#煤层厚度4.72～6m，平均5.46m，全区稳定可采。

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3.1 矿井位置交通 3.1.1地形与地貌及河流

本井田处于太行山南段西侧，地貌属剥蚀、侵蚀山地，以低山及丘陵为主。山顶起伏平缓，并有黄土覆盖，沟谷发育，切割较强烈。地形东部高西部低，最高点位于五龙头山顶，标高941.95m，最低点位于井田西南角，标高为575m。井田水文属黄河流域沁水系。 3.1.2 位置与交通

永安煤矿接替井位于山西省晋城沁水县端氏镇东部，工业广场距端氏镇仅1.0km,行政区划属沁水县管辖。井田形状呈梯形，南北走向长2km，东西倾斜宽3.95～5.45km，面积9.4km2。井田境界由以下1～4点坐标连线圈定:

1、X=3948600.400 Y=501299.780 2、X=3948600.170 Y=506750.108 3、X=3950599.908 Y=506749.643 4、X=3950600.248 Y=502800.164

矿区交通较为便利。侯月铁路从矿井的西南部通过,高平-沁水-翼城公路从西部边界通过,经端氏镇可达长治、晋城、侯马等地。矿井交通详见图3-1。自端氏镇通往各县市的公路里程见表3-1。

表3-1 端氏镇通往各县市的公路里程表（三线表）

县(市)名称 里程(Km)

沁水 46 侯马 138 高平 47 阳城 333 长治 110 晋城 61 运城 202 9

河南理工大学本科设计﹙论文﹚ 图3-1 矿井交通图 至安泽至东峪至长治至长治长 治 市八义赵庄色头赵村阴城釜山团池永禄寺庄三甲杜寨至野川陵云泉高平县唐庄原村川北诗县马村南陈临 汾 地 区马壁寨圪塔王壁张峰云首柿庄壁底固县郑庄双塘林村东山枣园南庄至翼城县王寨沁水县杏峪上沟杨岔岭吕家河樊庄端氏胡底永安煤矿接替井王坡矿下村河西石末中乡大阳巴公北石店羊泉寺头马寨潘庄北义城曹村高都西河底郑村东沟川底周村中村土沃张村芹池町店西沟固隆永安南坪沟加丰次营董封下川索泉岭演礼尹庄驾岭壁头九甲润城八甲口北留晋城市南村钟家庄阳城县白桑东冶李圪塔人参壤河北台头李寨梨川高会大箕河西晋庙铺西交杨柏桑林南岭土河追山马街三窑月湖泉邵原王屋窑头峪里至孟津克井西尚至月山柏山焦作市济源市辛庄玉曲博爱县沁阳市界沟河南至洛阳省至孟县崇义至孟县

3.2 煤层赋存条件 3.2.1 煤层赋存

井田主要含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组，二者总厚138.11～163.52m，平均147.69m。含煤15层，总厚13.6m，含煤系数9.21%。。其中可采煤层3层，即3#、9#、15#煤层，总厚10.18m，可采煤层含煤系数

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6.89%。

表3-1 可采煤层特征表（三线表）

地煤煤层厚度（m） 煤 层 间 距（m） 夹矸单编均 最小～最大 平均 性质 层数 位 号 定程度 顶板 底板 煤层结构 煤层稳顶底板岩性 层 层 最小～最大平山 4.72～5.53 西 组 3 5.15 47.81～54.96 51.09 稳定可简单 1～2 采 岩、粉砂岩 泥岩、砂质泥泥岩、 粉砂 岩 0.9～1.35 9 1.08 太 原 组 15 3.95 3.70～4.40 32.67～43.38 38.13 简单至1～3 复杂 简单 1 稳定可采 泥灰岩、 石灰岩 砂质 泥岩 泥岩、 稳定可K2石灰岩 采 泥岩 砂质

其中山西组含煤地层厚41.15～51.47m，一般为46.24m；含煤1＃、2＃和3＃

煤层，煤层总厚平均为5.87m，含煤系数12.78%。3＃是矿井前期开采的唯一煤层，厚4.72～6m，平均厚5.46m。煤层结构简单，含夹矸0～4层，一般1～2层，平均厚0.26m，属于稳定型煤层；其余煤层既薄又极不稳定，不具有开采价值。3煤为中灰、 特低硫、低磷、高强度、高发热量的无烟煤，热稳定性好，主要作合成氨用煤，部分作为电厂的锅炉用煤及民用燃料。

太原组含煤地层厚93.41～111.30m，一般101.61m；煤层总厚平均7.73m，

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＃

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含煤系数7.64％。本组含煤7～11层，分别为5＃、7＃、8－1＃、8－2＃、9＃、10

＃

、 11＃、12＃、13＃、15＃和16＃煤层。9＃为可采煤层，15＃为主要可采煤层，其

它煤层均不可采。15＃煤层位于太原组一段顶部，厚1.85～4.68m，含泥岩或炭质泥岩夹矸0～4层，一般2层，结构简单---较简单，属于稳定可采煤层。15＃煤为低～中灰、富硫、中高发热量的无烟煤，由于含硫较高且较难选除，目前尚未开采。

各可采煤层赋存特征如表3-1所示。 3.3 地质构造 3.3.1区域地质构造

山西省南部的构造体系有新华夏构造体系、晋东南山字型、经向构造体系、华夏构造体系等。控制沁水煤田东缘的晋城－获鹿褶段带，是我国东部新华夏主干断裂――紫荆关大断裂的组成部分，其北延部分控制新华夏系第三隆起带的东部边界，使山西与华北大平原形成截然不同的地貌景观。

井田处于我国东部新华夏构造体系第三隆起带的中段，即太行山段。在这一级隆起带上发育有呈平行排列的二级隆起和凹陷，由东向西有晋城－获鹿褶段带、武乡－阳城凹褶带等。

沁水煤体南端晋东南山字型构造是晋城新矿区的主要构造形式。 3.3.2 井田地质构造

井田位于沁水煤田南部，井田内出露的地层主要为二叠系上统石盒子组和石千峰组；第四系遍布山梁、岭及沟谷。

井田内的主要构造形迹为宽缓褶皱。按力学性质及其展布情况，显然是受晋东南山字型与新华夏系的复合影响。总的看来，地层走向近南北向，倾角平缓，一般为3°～15°。主要发育有潘河向斜、柿沟背斜、霍家山向斜、马家村背斜等褶曲，均呈舒缓波状。井田内无落差大于20m的断层，未发现岩浆活动，井田构造简单。井田内主要褶曲分述如下：

潘河向斜----位于下坡底村西、西洼村一线，纵贯井田南北，轴向走向为N0-15.E。轴部出露地层为上石盒子组级石千峰组地层，两翼地层倾角5°左右。

柿沟背斜----位于前庄岭东、后柿沟村、潘庄一线。位于井田东部。轴向走向为NE15°。核部出露上石盒子组地层，倾角较为平缓，一般为4°

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左右。

霍家山向斜----为井田内主要褶皱之一，位于井田东部S3号孔东350m处，纵贯井田南北，延展2km，向南进入潘庄一号井田，向北至樊庄普查区内，位于霍家山、后岭西、五龙头一线，轴向近南北向，核部出露石千峰组、上石盒子组地层，两翼倾角在5°－10°间。

马山村背斜----井田内主要褶皱之一，位于井田西部S1号孔东100m处，纵贯井田南北，延展2km，向南进入潘庄一号井田，向北至樊庄普查区内，位于马山村、商山村、永安东一线。轴部近南北向，核部出露上石盒子组地层。两翼倾角为3°～12°。 3.4 开拓开采方式 3.4.1 矿井开拓

永安接替井是2000年批准立项的基建矿井，计划2007年5月份正式投产，由于各种原因目前尚处于建井期。设计生产能力600kt/a。井田开拓采用斜井开拓方案主要开采3#煤层。即在工业场地开凿主、副斜井，在S1钻孔附近布置回风立井。主、副井口标高+600.0m，风井井口标高+650.0m。主、副斜井均落底于+360.0m水平，风井落底于3#煤层(井底标高为+350.0)。主斜井倾角25°，采用大倾角整芯胶带输送机提升煤炭，兼作矿井的安全出口。副斜井倾角23°，采用双滚筒提升机牵引1t系列矿车，担负矿井的人员、材料、设备等升降任务，并兼作矿井的安全出口。

全井田3#煤层在+360m一个水平进行开采，开采水平设轨道、胶带和回风三条大巷，集中轨道和胶带大巷沿3#煤层底板布置，回风大巷沿3#煤层顶板布置。大巷布置基本沿纬线3949500东西向贯穿井田整个东西倾斜宽。采煤工作面分别沿大巷南北两翼条带式布置，工作面的布置如附图所示。 3.4.2采区划分、采区储量及开采顺序

全矿井3#煤层共划分两个采区，各采区储量见表2-2。各采区内都采用条带式布置，各条带间采用前进式开采，煤层采用分层开采。矿井初期投产时为一采区，开采顺序为：一采区→二采区→下水平。

表3-2 采区储量表

采区名称 开采煤层 工业储量(kt) 可采储量(kt) 13

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一 采 区 二 采 区 合 计 3 3 ##36168.0 33358.0 69526.0 21682.0 18842.0 40524.0 3.4.3采煤方法

矿井生产初期在一采区布置一个年生产能力为600 kt/a综采工作面，工作面面长120m，采用走向长壁采煤法，分层开采，全部垮落法管理顶板。工作面回采方向为后退式，综采工作面长度870m。3#煤层平均厚度5.15m，设计分两层开采，上分层采高为2.5m，剩余部分由下分层开采。先开采上分层，后开采下分层。同一采区相邻工作面采用跳采，以利于分层工作面假顶的形成，避免相邻工作面采掘的相互影响。

矿井开采初期共布置一个回采工作面，两个掘进工作面，采掘比为1：2。 3.4.4 通风方式

初期，矿井采用中央并列式通风系统，即主、副斜井进风，经井底车场-运输大巷-3102工作面-回风大巷-回风立井回风；采用负压抽出式通风方式。掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风。矿井通风系统己经形成，风路畅通，网络合理。现在矿井安装对旋轴流风机两台（型号为FBCDZ-8-№.24B），总功率262.7kw，额定风量9600m3/min，实际流量150.9m3/s，瓦斯浓度为0.42％，全压1405Pa。通风系统见下图。

后期另开凿回风立井，形成中央分列式通风。 3.4.5矿井瓦斯涌出现状

根据对3#煤层测定的瓦斯基础参数以及工作面瓦斯涌出量预测结果表明，矿井基建期间发生两次煤与瓦斯突出，瓦斯含量居两河流域之最。由于煤层的透气性极好（煤层透气性系数4.51--27.54m2/MPa2·d），个别钻孔单孔抽放量可达5～6m3/min。钻空流量衰减系数0.00244～0.00283d-1。所以该矿建设了一套CBF410和两套CBF610瓦斯抽放系统，采用边掘边抽、煤层预抽得抽放方法；两套CBF610瓦斯抽放系统抽气量均为260～280m3/min，混合抽气量约为520～560m3/min，抽放标准量为374～403m3/min，抽放纯量约为260～280m3/min。一套CBF410瓦斯抽放系统抽放混合量为120m3/min，抽放标准量为72m3/min，抽放纯量约为50m3/min；三套系统正常运行，年瓦斯抽放混合量约为2.1亿m3，根据矿方提供的资料显示，永安煤矿接替井3#煤层瓦斯含量大，残存瓦斯含量较小，因此本煤层瓦斯预抽率预计可达40～50％，吨煤瓦斯抽放量按8 m/min，

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抽放瓦斯量加上采空区瓦斯抽放，因此本层瓦斯抽放率可达70％。CBF410瓦斯抽放系统主干管直径为426mm的螺旋焊管，主要预抽3102工作面和轨道大巷西区瓦斯，抽放负压为0.032MPa，抽放浓度35～36%；一套CBF610瓦斯抽放系统主干管直径为529mm的螺旋焊管，主要预抽3102工作面和3102工作面尾巷侧煤层瓦斯，抽放负压0.017MPa，抽放浓度43～45%；另一套CBF610瓦斯系统主干管直径为529mm的螺旋焊管，主要预抽3101轨道掘进面正副巷、3101胶带掘进面正副巷瓦斯，抽放负压为0.032MPa，抽放浓度27～9%。

目前，3102回采工作面已布置完成但尚未开采，瓦斯涌出量（含抽放量）20 m3/min；3101胶带顺槽及配巷掘进工作面瓦斯涌出量（含抽放量）8.4 m3/min，3101轨道顺槽及配巷掘进工作面瓦斯涌出量（含抽放量）7.7 m3/min，开拓大巷瓦斯涌出量（含抽放量）6 m3/min

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2523型号：2功率：2*1522*11型号：2功率：2*152*113101轨道配巷3101轨道顺槽回风大巷胶带运输大巷10#型号：2功率：2*152补掘回风火药发放硐室井底煤仓3101胶带配巷3101胶带顺槽临时水仓1#2#3#4#5#3104轨道顺槽6#7#2避难硐室8#采区变电所9#型号：2功率：2*15临时水仓轨道运输大巷型号：2功率：2*15集中回风巷2中央变电所及排水泵房管子道人车等候室井底车场中央水仓3102胶带顺槽3102轨道顺槽3102胶带配巷8#9#13#3102回风尾巷15#

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矿井通风系统图

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4 瓦斯分布规律

煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含的瓦斯体积(换算为标准状态)量，单位是m3/t或mL／g。在甲烷带内的矿井或区域，只有掌握矿井瓦斯的赋存与运动规律，采取相应的措施，才能有效预防煤与瓦斯突出。 4.1煤层瓦斯赋存的垂向分带

当煤层具有露头或在冲积层之下有含煤盆地时，由于煤层内的瓦斯向地表运移和地面空气向煤层深部渗透、扩散，其结果是煤层沿垂向一般会出现四个分带：即“CO2－N2”、“N2”、“N2－CH4”、和“CH4”带。“CO2－N2”、“N2”、“N2－CH4”三带统称为瓦斯风化带。位于瓦斯风化带下边界以下的甲烷带，煤层的瓦斯压力、瓦斯含量随埋藏深度的增加呈有规律的增长。增长的梯度，在不同煤质(煤化程度)、不同地质构造与赋存条件有所不同。从甲烷带内其一深度起，矿井除一般瓦斯涌出外还出现了特殊瓦斯涌出：瓦斯喷出与煤和瓦斯突出。

4.2影响煤层瓦斯含量的因素

在成煤过程中每形成1t煤所生成的瓦斯量理论上约为100－400 m3，但国内外大量实测资料表明，现今的煤层原始瓦斯含量一般最大不超过30－40 m3/t，这就说明成煤过程中生成的瓦斯绝大部分已逸散到地表，或在地质条件适合时，如煤盆地地层中有大面积隔气层和储气构造，煤层中的瓦斯运移到储气构造中，形成煤层气，因此，煤层瓦斯含量除与生成瓦斯量有关外，主要取决于煤生成后瓦斯运移条件和煤保存瓦斯的能力（吸附性、孔隙率等），即主要受如下因素控制：

4.2.1煤田地质史(三级目录，下同)

从植物的堆积一直到煤炭的形成，经历了长期复杂的地质变化，这些变化对煤中瓦斯的生成和排放都起着一定的作用。煤层中瓦斯生成量、煤田范围内瓦斯含量的分布以及煤层瓦斯向地表的运移，归根到底都有取决于煤田的地质史。成煤后地壳的上升将使剥蚀作用加强，从而给煤层瓦斯向地表运移提供了条件；当成煤后地表下沉时，煤田为新的覆盖物覆盖，从而减缓了煤层瓦斯的逸散。

2）地质构造

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断层对煤层瓦斯含量可以有性质上截然不同的两种影响，开放性断层是煤层瓦斯排放的通道，在这类断层附近，煤层瓦斯含量减小，封闭性断层本身透气性差，而且截断了煤层与地表的联系，往往使封闭区段的煤层瓦斯含量增大。在被基岩覆盖的闭合和半闭合背斜转折区，由于煤层运移路线加长和瓦斯排出口不断缩小，增大了瓦斯运移的阻力，因此，在同一开采深度下比构造两翼瓦斯含量大；在向斜转折处由于供应瓦斯区域逐渐减小，瓦斯向地表运移的通道逐渐扩大，造成煤层瓦斯含量减小。 3）煤层的赋存条件

煤层有无露头对煤层瓦斯含量有一定影响。煤层有露头时，瓦斯易于排放；无露头时，煤层瓦斯易于保存。

煤层埋藏深度是决定煤层瓦斯含量大小的重要因素。对同一煤田或煤层，在瓦斯风化带以下，煤层瓦斯压力随深度加大呈线性增大趋势，故煤层瓦斯含量随深度增大而增大，它反映了煤层瓦斯由深部向地表运移的总规律，该规律已被大量生产和科研实践所证实。

由于煤层的透气性一般比围岩大得多，而倾角越小瓦斯运移的途径越长，因此在其它条件大致相同的情况下，在同一开采深度上，煤层倾角越小，煤层所含瓦斯越大。 4） 煤层围岩性质

围岩致密完整、不透气时，煤层瓦斯易于保存；反之，煤层瓦斯易于逸散。例如大同煤田煤的变质程度高（无烟煤），其成煤过程生成瓦斯量和煤的吸附能力较大，但大同煤田的煤层瓦斯含量却比较小，这是因为大同煤田煤层的顶板由孔隙发育、透气良好的砂岩、砾岩和砂页岩组成，煤层中的瓦斯绝大部分已逸散。

5）煤的变质程度

煤的变质程度越高，生成的瓦斯量越大，因此，在其它条件相同的条件下，煤的变质程度越高，煤层瓦斯含量就越大。在同一煤田，煤吸附瓦斯的能力随煤的变质程度的提高而增大，故在同一瓦斯压力和温度条件下，变质程度高的煤层往往能保存更多的瓦斯。但应指出，当由无烟煤向超级无烟煤过渡时，煤的吸附能力急剧减小，煤层瓦斯含量大为减低。 6）岩浆活动

岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响较为复杂。在岩浆接触变质和热力变质的影响下，煤能够再一次生成瓦斯，并由于煤变质程度的提高而增大了吸附能力，

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因而岩浆活动影响区域煤层的瓦斯含量增大。但在无隔气层的情况下，由于岩浆的高温作用强化了煤层排放瓦斯，从而煤层瓦斯含量减小。故对不同煤田，岩浆活动对煤层瓦斯含量的影响可能是各不相同的。 7）水文地质条件

尽管瓦斯在水中的溶解度仅1%－4%，但在地下水交换活跃地区，水却能从煤层中带走大量瓦斯，从而使煤层瓦斯含量明显减少。

根据揭示的地质资料显示，由于井田范围内主要构造形态为宽缓的褶皱，井田内无落差大于20m的断层，未发现岩浆活动，地质构造简单。并且3＃煤为高强度、高发热量的无烟煤，顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，底板是泥岩、粉砂岩，所以可以排除以上其它几种因素影响，把煤层的埋藏深度作为影响瓦斯含量的控制因素。

4.2瓦斯含量测定方法

煤层瓦斯含量是计算瓦斯储量和预测瓦斯涌出量的基础，也是预测煤与瓦斯突出危险性的重要参数之一。含量测值的准确性直接影响着矿井瓦斯涌出量预测精度的大小。现有的煤层瓦斯含量测定方法按其应用范围可分为地堪方法与煤矿井下方法。下面对我国目前所采用的几种煤层瓦斯含量方法作以简述。

4.2.1直接法（三级目录，下同）

利用特殊采样工具在地质勘探钻孔中取样测定煤层瓦斯含量的方法称为直接法。它可以分为密闭式岩芯采取器和集气式岩芯采取器测定法。实践证明：密闭式岩芯采取器测定法得出的含量结果能比较好地反映客观实际。但是其结构复杂，一些零部件易于损坏，试验成功率低，在广泛推广应用中受到一定限制。为了克服上述不足，抚顺分院在50年代试制成功了集气式岩芯采取器主要不同之处是在煤芯接受器上部安装带阀门的集气室，用来收集钻进和提升过程中煤芯泻出的瓦斯。由于它的结构比较简单。在使用和维护上较密闭式采取器容易。所以，六十年代后它在生产中得到推广应用。

（2）间接法

它是通过测定瓦斯压力等参数并根据煤岩物理特性（吸附与解吸特性等）经过计算来确定煤层瓦斯含量的一种方法。一般较容易测得瓦斯压力，故此法在井下应用较广泛。但在地质勘探钻孔中，因测定煤层瓦斯压力工作较为复杂而未能广泛推广应用。

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（3）解吸法

严格来讲，解吸法属于直接法的一种。该方法利用煤样瓦斯解吸规律来计算采样过程中瓦斯损失量，并结合煤样残存瓦斯量的实验室测定来确定煤层瓦斯含量。解吸法主要是用于井下煤层瓦斯含量测定。

井下钻屑解吸法测定煤层瓦斯含量的原理是：井下实测采集煤样的瓦斯解吸量，根据煤样的井下瓦斯解吸规律推算煤样采集过程中的损失瓦斯量，然后

测定煤样的残存瓦斯量，样的取样损失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、残存瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。井下解吸法测定煤层瓦斯含量的步骤如下：

(1)选择新暴露的采掘工作面煤壁，用煤电钻

图4-2 瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图

6——弹簧夹 7——排水管 8——排气胶管 9——胸骨穿刺针头 10——密封罐 11——压紧螺帽

垂直煤壁打一个∮

1——量管 2——吸气球 3——温度计 4——水槽 5——螺旋夹 42mm、孔深10m的钻孔，

当钻孔钻至9m时开始取样，并记录采样开始时间

t1；

(2)将采集的新鲜煤样装罐并记录煤样装罐后开始解吸测定的时间t2，用FHJ-2型瓦斯解吸速度测定仪（图4-2）测定不同时间t下的煤样累积瓦斯解吸总量V0i，瓦斯解吸速度测定一般为2个小时，解吸测定停止后拧紧煤样罐以保证不漏气，送实验室测定煤样残存瓦斯量。

(3)损失量计算

将不同解吸时间下测得数据按下式换算成标准状态下的体积Voi:

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273.2(p0?9.81hw?ps)ViV0i?1.013?105(273?tw)式中 V0i—换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml；

Vi—不同时间解吸瓦斯测定值,ml； Po—大气压力,Pa； hw—量管内水柱高度,mm； Ps—hw下饱和水蒸汽压力,Pa； tw—量管内水温，℃。

设煤样解吸测定前的暴露时间为t0（ t0=t2-t1），不同时间t下测得的Voi值所对应的煤样实际解吸时间为t0+t；将全部测点[(t0+t)0.5,Voi]绘在坐标纸上，将测点的直线关系段延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标轴上的截距即为瓦斯损失量，如图4-3所示。

(4)将解吸测定后的煤样连同煤样罐

解吸瓦斯量（ml）1000800600400200 t0+t (min0.5)送实验室测定煤样中的残存瓦斯量、水分、灰分和煤样重量。

(5)根据煤样损失瓦斯量、解吸瓦斯量及残存瓦斯量和煤样重量，求算煤样的瓦

00损失瓦斯量（ml）246810斯含量：

X=(V0+V1+V2)/G0

式中 Vo--换算成标准状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量，ml；

V1-- 换算成标准状态下的煤样取样过程损失瓦斯量，ml；

-200-400-600-800-1000图4-3 瓦斯损失量计算曲线图

V2-- 换算成标准状态下的煤样残存瓦斯量，ml； G0-- 煤样重量,g；

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X-- 煤样瓦斯含量，ml/g。

上述各种煤层瓦斯含量测定方法，由于原理的不同，所得到的测定结果在反映客观值的程度往往不一样。有时，不同的测定方法对同一煤层相邻区域的含量结果也可能相差较大。从理论上讲，密闭式岩芯采取器测定法原理比较完善，因而测定结果准确度高，但由于结构复杂不便推广应用。集气式岩芯采取器测定法，由于煤样在采取过程中不可避免地存在采样瓦斯损失，而在计算瓦斯含量时又没有把这一部分损失量考虑进去，因此这种方法测定结果偏低。据苏联及我国的大量统计对比结果，集气式岩芯采取器测定法得到的瓦斯含量值应乘以1.20的校正系数加以修正。解吸法在计算采样过程中煤样瓦斯损失量时，是采用半经验公式来估算的，因而损失量估算结果对比表明：钻孔深度500米左右时，解吸法测定结果比较符合煤层实际瓦斯含量值，其测定能够误差一般小于15%，能满足工业要求，不失为一种较为理想的地面过程煤层瓦斯含量测定方法；而对于钻孔(孔深大于500米)，尤其是钻孔深度超过1000米时，解吸法测定结果误差明显增大，据考察，测定误差可达100～200%。造成这种现象的原因可以归结根于:深钻孔取样时，煤样从脱离煤体至提到地面密闭所用时间较长，煤样瓦斯损失量较大煤样到达地表时瓦斯解吸速度明显降低，以致根据现有瓦斯损失量计算公式失效；因此，计算处的瓦斯含量误差较大。这说明解吸法测定煤层瓦斯含量方法有待改进。 4.1.2煤层瓦斯含量测定结果

2003年11月，河南理工大学在永安煤矿接替井回风大巷3＃联络巷、轨道大巷实测了3＃煤层2个瓦斯含量；2004年4月，又对回风大巷、运输大巷的3

＃

煤层进行了实测。所采用的测定方法均为井下钻屑解吸法。实测获得的瓦斯含

量结果见表4-1示。

3煤层瓦斯含量测定结果 表4-1（三线表）

采样深度 测定地点 回风大巷掘进头 轨道大巷掘进头 回风大巷3＃联络巷 （m） 288.63 274.14 246.45 样品中气体组分（%） CH4 93.45 97.37 91.47 22

＃

瓦斯含量 （m/t.r） 15.9 15.56 13.38 3O2 0 0 0 N2 6.55 2.72 7.97 河南理工大学毕业设计（论文）

轨道大巷掘进头 240.23 92.63 0 7.37 10.56 4.2 瓦斯含量的分布规律

1.瓦斯风化带的深度为100m,埋深超过100m后，煤层进入瓦斯带。 2.在瓦斯带内瓦斯的分布不均匀，在倾斜方向上随埋深的增加而增加的趋势，经线性回归分析，具有如下形式的线性规律X=0.0501*H+5.3735，（式中X—煤层瓦斯含量,m3/t.r，H—埋藏深度，m）两者之间有很好的相关性（R=0.9608＞0.8）。

3.在走向上，瓦斯含量波动较小，加上井田走向较短，南北基本一致，埋深对瓦斯含量有影响。

此图向同学请教一下，改正。

瓦斯含量 m3/t.r瓦斯含量与埋深的关系

25201510500100200300埋深 m400图4-4 瓦斯含量与埋深的关系

4.4 瓦斯含量等值线图

根据所测3#煤层瓦斯含量值及瓦斯含量分布规律，采用插值和外推方法，绘制了3#煤层瓦斯含量分布预测图。

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3950750395075039505003950250m下坡底30m 主斜井=39500100=5025800=6000m500m550mm五龙头3950000mm170290m 付斜井=39499750=5025450=6000m五龙庙m3949750180mS490m1902002102302402502703103回采面2602803105回采面3107回采面3109回采面3111回采面3113回采面3115回采面3117回采面3119回采面2203101回采面m 回风立井=39495600=5025500=6500回风大巷（沿3号煤层顶板）400190m16m 后期回风立井=39495600=50626500=75503949500270400270400轨道运输大巷（沿3号煤层底板）280300mmS528360200m2903002103103202203949250340230240340330350320300310290280270260m340330394900032025mm310m3949000河南理工大学毕业设计（论文）

300m290400m450mm260270280250m39487503948500240图 例井田边界采空区斜井S47215m350m3＃煤层底板等高线保安煤柱线巷道村庄立井钻孔号钻孔钻孔口标高设计巷道瓦斯含量等值线煤层埋深采区分界线河南理工大学瓦斯地质研究所绘制39485003948750瓦斯含量等值线图

胶带运输大巷（沿3号煤层底板）280250Y545申家庄S472庄圲梁3102回采面3104回采面3106回采面3108回采面3110回采面3112回采面3114回采面3116回采面3118回采面3120回采面3202回采面3204回采面3206回采面3208回采面3210回采面3212回采面3214回采面3216回采面3218回采面3220回采面3222回采面3224回采面3226回采面3949250Y52033024

3949500井底煤仓39497503201回采面3203回采面3205回采面3207回采面3209回采面3211回采面3213回采面3215回采面3217回采面3219回采面3221回采面3223回采面3225回采面395000039502503950500北河南理工大学毕业设计（论文）

5矿井瓦斯涌出量预测

矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区、新工作面投产前瓦斯涌出量的大小，为矿井、采区和工作面通风提供瓦斯涌出方面的基础数据，它是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数。 5.1影响矿井瓦斯涌出量的因素

矿井瓦斯来源分为回采区瓦斯（包括回采面和采空区）、掘进区瓦斯和已采区瓦斯（已封闭的老采空区）三部分。回采区瓦斯一般由开采层瓦斯、邻近层瓦斯和采空区瓦斯构成，掘进区瓦斯包括掘进煤壁瓦斯和掘进落煤瓦斯。整个矿井的瓦斯涌出量称为矿井瓦斯涌出量；对个别煤层、水平、采区或工作面而言，则分别称为煤层、水平、采区或工作面的瓦斯涌出量。瓦斯涌出量的大小主要取决于下列自然因素和开采技术因素:

（1）煤层和围岩的瓦斯含量

煤层（包括可采层和邻近层）和围岩的瓦斯含量是瓦斯涌出量大小的决定因素，它们的瓦斯含量越高，矿井瓦斯涌出量就越大。当前矿井的瓦斯涌出量预测把煤层瓦斯含量作为主要依据。

（2）开采深度

随着开采深度的增大，煤层的瓦斯含量将增大，因而矿井瓦斯涌出量也会相应地增大。

（3）开采规模

开采规模是指开拓、开采范围以及矿井的产量而言。对某一矿井来说，开采规模越大，矿井的绝对瓦斯涌出量也就越大；但就矿井的相对瓦斯涌出量来说，情况比较复杂。如果矿井是靠改进采煤工艺，提高工作面单产来增大产量的，则相对瓦斯涌出量会有明显的减少，原因为：第一，与采面无关的瓦斯源的瓦斯涌出量在产量提高时无明显增大；二是随着开采速度加快，邻近层及采落煤的残存瓦斯量将增大。如果矿井仅是靠扩大开采规模来增大产量的，则矿井相对瓦斯涌出量或增大或保持不变。

（4）开采顺序与开采方法

在开采煤层群中的首采煤层时，由于其涌出的瓦斯不仅来源于开采层本身，而且还来源于上、下邻近层，因此，开采首采煤层时的瓦斯涌出量往往比开采

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其它各层时大好几倍。为了使矿井瓦斯涌出量不发生大的波动，在开采煤层群时，应搭配好首采煤层和其他各层的比例。在厚煤层分层开采时，不同分层的瓦斯涌出量也有很大的差别。一般情况是，第一分层瓦斯涌出量最大，最后一个分层瓦斯涌出量最小。采煤方法的回采率越低，瓦斯涌出量就越大，因为丢煤中所含瓦斯的绝大部分仍要涌入巷道。在开采煤层群时，由于采用陷落法管理顶板比采用填法管理顶板时能造成顶板更大范围的破坏与松动，因而采用陷落法管理顶板的工作面的瓦斯涌出量比采用充填法管理顶板的工作面的瓦斯涌出量大。

（5）地面大气压力的变化

地面大气压力的变化，会引起井下空气压力的变化。根据测定，地面大气压力在一年内的变化量可达5～8×10－3MPa，一天内的最大变化量可达2～4×10

－3

MPa，但与煤层瓦斯压力相比，地面大气压的变化量是很微小的。地面大气压

的变化对煤层暴露面的瓦斯涌出量没有多大影响，但对采空区瓦斯涌出有较大的影响。在生产规模较大，采空区瓦斯涌出量占很大比重的矿井，当气压突然下降时，采空区积存的瓦斯会更多地涌入风流中，使矿井瓦斯涌出量增大；当气压变大时，矿井瓦斯涌出量会明显减小。 5.2矿井瓦斯涌出量预测方法

现有矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类：矿山统计预测法和根据煤层瓦斯含量进行预测的分源预测法。

5.2.1矿山统计预测法

矿山统计预测法的实质是根据对本井或邻近矿井实际瓦斯涌出量资料的统计分析得出的矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，来推算新井或延深水平的瓦斯涌出量。该方法适用于以下几种情况：生产矿井的延深水平，生产矿井开采水平的新区，与生产矿井邻近的新矿井。在应用中，必须保证预测区的开采技术条件（煤层开采顺序、采煤方法、顶板管理等）和地质条件（地质构造、煤层赋存条件、煤质等）与生产区相同或类似。应用统计预测法时的外推范围一般沿垂深不超过100～200m，沿煤层倾斜方向不超过600m。

（1）基本公式

煤矿开采实践表明，在一定深度范围内，矿井相对瓦斯涌出量与开采深度呈如下线性关系：

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q?H?H0?2 a式中 q——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t； H——开采深度，m； H0——瓦斯风化带深度，m；

a——开采深度与相对瓦斯涌出量的比例常数，t/m2。

瓦斯风化带即为相对瓦斯涌出量为2m3/t时的开采深度。开采深度与相对瓦斯涌出量的比例常数a是指在瓦斯风化带以下、相对瓦斯涌出量每增加1m3/t时的开采下延深度。H0和a值根据统计资料确定，为此，至少要有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料，有了这些资料后，可按下式计算a值：

a?H2?H1

q2?q13

式中 H1、H2——分别为瓦斯带内1和2水平的开采垂深，m；

q1、q2——分别为在H1和H2深度开采时的相对瓦斯涌出量，m/t。

a值确定后，瓦斯风化带深度可由下式求得： H0＝H1－a（q1－2）

瓦斯风化带深度也可以根据地勘阶段实测的煤层瓦斯成份来确定。 a值的大小取决于煤层倾角、煤层和围岩的透气性等因素。当有较多水平的相对瓦斯涌出量资料时，可用图解法或最小二乘法按下式确定平均的a值： a?nnnn?qiHi?n?Hi?qii?1i?1n??n?qi2???qi??i?1?i?1?ni?12

式中 Hi、qi——第I个水平的开采深度和相对瓦斯涌出量，m、m3/t； n——统计的开采水平个数。

对于某些矿井而言，相对瓦斯涌出量与开采深度之间并不呈线性关系，即a值不是常数，此时，应首先根据实际资料确定a值随开采深度的变化规律，然后才能进行深部区域瓦斯预测。

（2）生产水平矿井瓦斯涌出量和平均开采深度的确定

应用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量，必需首先知道至少两个开采水平的瓦斯涌出量资料。在统计确定某一水平矿井瓦斯涌出量时，通风瓦斯旬报、矿

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井瓦斯等级鉴定以及专门进行的瓦斯涌出量测定资料均可加以利用；此外，还应掌握在统计期间的矿井开采和地质情况。对全矿井而言，可以统计某一生产时期的绝对瓦斯涌出量和采煤量，并用加权平均方法求出该时期的平均开采深度和平均相对瓦斯涌出量。

（3）瓦斯涌出量预测图编制

根据通风瓦斯旬报，按下式计算每个采区（或工作面）日瓦斯涌出量的月平均值：

G?14.4?Q?Cii?1nin

式中 G——采区或工作面日瓦斯涌出量的月平均值，m3/d；

Qi、Ci——每次测得的采区或工作面回风量和风流中瓦斯浓度，m3/min、%； n——统计月份的测定次数。 统计月份的平均日产量按下列确定：

A A?M

N式中 A——统计月平均日产量，t/d； AM——月采煤量，t； N——月工作天数。

采区或工作面月平均相对瓦斯涌出量为：

G q?

A若采区总抽出瓦斯量为Gd，采区总采出煤量为Am，则采区每采出1t煤抽出

G的瓦斯量qd?d，这时采区总的瓦斯涌出量应为qm=q+qd。

Am得出采区或工作面每月平均相对瓦斯涌出量后，把该值标在采掘工程平面图（1：5000）对应采区或工作面开采范围的中央，根据大量月份的统计资料，即可用插值法绘出瓦斯涌出量等值线图。

从绘出的瓦斯涌出量等值线图上可以看出瓦斯涌出量在煤层走向和倾向上的变化。通常，相对瓦斯涌出量等值线的间距为2m3/t或5m3/t。根据该图，用外推法即可预测新区的相对瓦斯涌出量。 5.2.2分源预测法

（1）分源预测法的基本原理

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井下涌出瓦斯的地点即为瓦斯涌出源。瓦斯涌出源的多少、各涌出源涌出瓦斯量的大小直接决定着矿井瓦斯涌出量的大小。根据抚顺分院的研究，矿井瓦斯涌出的源、汇关系如图5－1所示。

生产采区瓦斯涌出 汇：矿井瓦斯涌出 源：已采采区采空区瓦斯涌出 回采工作面瓦斯涌出 源：开采层瓦斯涌出 源：生产采区采空区瓦斯涌出 掘进工作面瓦斯涌出

源：邻近层瓦斯涌出出 源：煤壁瓦斯涌出 源：落煤瓦斯涌出 图5－1 矿井瓦斯涌出源、汇关系

应用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量，是以煤层瓦斯含量、煤层开采技术条件为基础，根据各基本瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区及矿井瓦斯涌出量。

（2）预测所需的原始资料

应用分源预测法预测瓦斯涌出量时，需要准备如下的原始资料： a各煤层瓦斯含量测定资料、瓦斯风化带深度以及瓦斯含量等值线图； b地层剖面和柱状图，图上应标明各煤层和煤夹层的厚度、层间距离和岩性； c煤的工业分析指标（灰分、水分、挥发分和密度）和煤质牌号； d开拓和开采系统图，应有煤层开采顺序、采煤方法、通风方式等。 5.1分源预测法的计算公式如下：

5.1.1 开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量 q1=k1·k2·k3·kfi·(X0?X1)

式中 q1——开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；

k1——围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取k1=1.2；

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k2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数； k3——顺槽掘进预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定： k3?L?2h LL——回采工作面长度，m； h——巷道瓦斯预排等值宽度，m；

kfi——取决于煤层分层数量和顺序的分层开采瓦斯涌出系数，kfi可按表3－1选取。

X0——煤层原始瓦斯含量，m3/t； X1——煤的残存瓦斯含量，m3/t。

厚煤层分层开采瓦斯涌出系数kf 表5－1 两分层开采 三分层开采 kf1 kf2 kf1 kf2 1.504 0.496 1.820 0.692 kf3 0.488 5.1.2 邻近层瓦斯涌出量

q2??miki?(X0i?X1i) i?1m1n式中 q2——邻近层瓦斯涌出量，m3/t；

mi——第i个邻近层厚度，m； m1——开采层的开采厚度，m；

X0i——第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t。 X1i——第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；

ki——取决于层间距离的第i邻近层瓦斯排放率，

图5-2邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线

1-上邻近层;2-缓倾斜下邻近层;3-急倾斜下邻近层

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至开采层距离至开采层距离5.1.3 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量

式中 q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

n ——煤壁暴露面个数，单孔送道时，n=2； m0——煤层厚度，m；

v——巷道平均掘进速度，m/min； L——巷道长度，m；

q0 ——煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min，按下式计算：

q0 = 0.026[0.0004Vdaf + 0.16]X0

2VX0——煤层原始瓦斯含量，m3/t。 5.1.4 掘进落煤的瓦斯涌出量

（X0–X1） q4= S·v·γ·

式中 q4——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；

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邻近层瓦斯排放率 a) 国外测定曲线 dafq3=n·m0·v·q0（2L/v－1）

排放率 b) 国内测定曲线 ——煤中挥发份含量，%，

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S——掘进巷道断面积，m2；

v——巷道平均掘进速度，m/min； γ——煤视密度，t/m3；

X0——煤层原始瓦斯含量，m3/t； X1——煤层残存瓦斯含量，m3/t。 5.1.5 回采工作面瓦斯涌出量

回采工作面瓦斯涌出量由开采层、邻近层瓦斯涌出两部分组成：

q5 = q1 + q2

式中 q5——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。 5.1.6 掘进工作面瓦斯涌出量

掘进工作面瓦斯涌出量包括煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出两部分，由下式计算：

q6 = q3 + q4

式中 q6——掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min。 5.1.7 生产采区瓦斯涌出量

生产采区瓦斯涌出量是采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和，其计算公式为：

q7=(1+k＇)·(?q5i?Ai + 1440?q6i?)/A0

i?1i?1nn式中 q7 ——生产采区瓦斯涌出量，m3/t；

k＇——生产采区内采空区瓦斯涌出系数, 前、中期取0.1,后期取0.15；

q5i——第i 回采工作面瓦斯涌出量，m3/t； Ai——第i 回采工作面平均日产量，t；

q6i——第i掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min； A0——生产采区平均日产量，t。

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5.1.8矿井瓦斯涌出量

矿井瓦斯涌出量为矿井内全部生产采区和已采采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和，其计算公式为： q8=

(1?k'')?q7i?A0ii?1n?Ai?1n

0i式中 q8——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

k''——已采采区采空区瓦斯涌出量系数，前期、中期取k''=0.10、后期

k''=0.15；

q7i——第i生产采区瓦斯涌出量，m3/t； A0i——第i生产采区日平均产量，t。

5.2 瓦斯涌出量预测方法选择及参数选取

5.2.1 瓦斯涌出量预测方法

根据以上两种方法的实质和适用范围和条件，对于生产矿井的新水平、新采区，由于已经具备了较完整的瓦斯涌出量实测资料，可以采用矿山统计法预测瓦斯涌出量；而新建矿井由于仅有少量的勘探阶段资料，所以一般都采用分源法预测矿井瓦斯涌出量，并确定矿井瓦斯等级。

永安接替井煤矿为新建矿井的投产期，自身缺乏生产实测瓦斯资料，但由于实习已经收集到一部分的相关数据资料。为了更好的反映出各个时期该矿井的涌出量，为矿井通风设计提供更合理的基础数据，减少不必要的工作量，提高生产效率。更好的为矿山生产服务，本次设计采用了分源预测法对永安接替井进行了瓦斯涌出量预测。

5.2.1 参数选取

考虑到矿井通风设计和瓦斯治理的需要，下面分初期、中期、后期对永安煤矿接替井3＃煤层各生产期间的矿井瓦斯涌出量最大值进行预测： 5.2.1预测条件

⑴矿井开采3＃煤层，前期生产能力300kt/a，中、后期生产能力提升至600kt/a，煤层厚度按平均值5.15m考虑，分两层开采，工作面开采方式为综采；

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⑵开采前期，3102（上分层）工作面开采，生产能力为860t/d，工作面长度为160m；

⑶开采中期，3116工作面（上分层）、3115工作面（下分层）开采，两个工作面生产能力均为860t/d，工作面长度为160m；

⑷开采后期，3201工作面（上分层）、3202工作面（下分层）开采，两个工作面生产能力均为860t/d，工作面长度为160m；

⑸采掘面头比前期1:3，中、后期2:3，即全矿井设置3个煤巷掘进工作面保证采掘平衡，其中，两个用来掘进接替工作面的轨道顺槽，掘进速度120 m/mon；一个用来掘进大巷，掘进速度45m/mon，大巷巷道断面积为9m2。

⑹年工作日330天。

⑺永安煤矿接替井3＃煤层开采时，由于可以影响到的上、下邻近层厚度较薄且不稳定，和3＃煤层的厚度相比，其厚度可以忽略，因此，在对3＃煤层开采时的瓦斯涌出量进行预测时，无需考虑邻近层瓦斯涌出量。

5.2.2回采工作面瓦斯涌出量预测结果

回采工作面瓦斯涌出量预测结果见表5－2。

回采工作面瓦斯涌出量预测结果 表5－2

生产时期 初期 中期 工作面名称 3102 3116上 3115下 3201上 3202下 最大瓦斯含量 (m3/t.r) 20 35 35.6 37.2 36 (m3/t) 17.04 29.82 30.33 31.69 30.67 日产量(t/d) 860 860 860 860 860 瓦斯涌出量 相对量(m3/t) 22.13 43.01 14.46 46.08 14.64 绝对量(m3/min) 13.22 25.69 8.64 27.52 8.75 后期 5.2.3掘进工作面瓦斯涌出量预测结果

掘进工作面瓦斯涌出量预测结果见表5－3

掘进工作面瓦斯涌出量预测结果 表5－3

生产时期 掘进工作面 煤厚 （m） 5.15 瓦斯含量 （m3/t） 16.19 34

巷长 (m) 1780 掘进速度 （m/mon） 120 瓦斯涌出量（m3/min） 煤壁 3.47 落煤 0.45 合计 3.91 初期 3101胶带顺槽 河南理工大学毕业设计（论文）

3101轨道顺槽 轨道下山 3117胶带顺槽 中期 3117轨道顺槽 轨道下山 3203胶带顺槽 后期 3203轨道顺槽 5.15 5.15 5.15 5.15 5.15 5.15 5.15 15.33 18.74 30.84 31.09 30.24 30.67 30.67 1780 270 1780 1780 270 1780 1780 120 45 120 120 45 120 120 3.29 0.96 6.61 6.66 1.54 6.57 6.57 0.42 0.36 0.96 0.97 0.63 0.96 0.96 3.70 1.32 7.57 7.63 2.17 7.53 7.53 轨道下山 5.15 28.11 270 45 1.44 0.58 2.01 说明：顺槽掘进工作面落煤按照各顺槽的平均值计算，日产煤41t，轨道下山落煤按照三条大巷平均值计算，日产煤32t，掘进煤量为114t。 5.2.4采区瓦斯涌出量预测结果

采区瓦斯涌出量预测结果见表5-4

采区瓦斯涌出量预测结果 表5-4

平均产量 (t/d) 974 1834 1834 采区瓦斯涌出量 回采 (m3/min) 13.22 34.33 36.26 掘进(m3/min) 8.93 17.38 17.07 采空区(m3/min) 2.21 5.17 8.00 合 计 (m3/min) 24.36 56.87 61.33 (m3/t) 36.02 44.65 48.16 生产时期 初期 中期 后期 5.2.5矿井瓦斯涌出量预测结果

矿井瓦斯涌出量预测结果见表5-5

矿井瓦斯涌出量预测结果 表5-5

生产 时期 初期 中期 后期 平均产量（t） 974 1834 1834 瓦斯涌出量 生产采区24.36 56.87 61.33 已采采区 2.44 5.69 9.20 合计 （m3/min） （m3/min） （m3/min） （m3/t） 26.80 62.56 70.53 39.62 49.12 55.38 生产区域 一采区 一采区 二采区 5.2.6瓦斯涌出量预测结果分析

⑴各采区生产时期的矿井瓦斯涌出量最大值分别为：

①生产初期，矿井绝对瓦斯涌出量26.80m3/min、相对瓦斯涌出量39.62m3/t； ②生产中期，矿井绝对瓦斯涌出量62.56m3/min、相对瓦斯涌出量49.12m3/t；

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③生产后期，矿井绝对瓦斯涌出量70.53m3/min、相对瓦斯涌出量55.38m3/t； 按照《煤矿安全规程》第133条的规定，无论是生产初期、中期还是后期，永安煤矿接替井都属于高瓦斯矿井。

⑵由回采工作面涌出量预测结果可以看出，3102回采工作面瓦斯涌出量预测值为13.22 m3/min，而目前尚未开采的3102工作面瓦斯涌出量（含预抽量）为20 m3/min，两者之间看似矛盾但并不矛盾。其理由如下：

①3102工作面目前没有回采，工作面的瓦斯涌出量包括风排瓦斯涌出和预抽瓦斯量两部分，其中，风排瓦斯量约为3－4 m3/min，预抽瓦斯量约为16－17 m3/min。

②由于永安煤矿接替井所开采的3＃煤层具有瓦斯突出危险性，而3102工作面是计划开采的第一个工作面，为了在采前消除煤层的瓦斯突出危险性，顺槽两侧的实体煤中布置了大量的预抽钻孔，预抽钻孔的超前释放瓦斯效应导致了工作面瓦斯涌出量大于预测值。

③由于预抽钻孔较深地伸入巷道两侧实体煤中，其超前释放瓦斯效应主要表现在两个方面：一是使得工作面非开采侧的深部煤体原本不能自然涌出的瓦斯得以释放；另一方面使得工作面只能在采动作用下才能涌出瓦斯的开采侧深部煤体的瓦斯提前释放。可以想象，如果没有瓦斯预抽，3102工作面现在的瓦斯涌出总量将远低于20 m3/min。

④回采工作面瓦斯涌出量预测是基于瓦斯没有预抽的情况下进行的，预测值只考虑巷道预排瓦斯涌出、丢煤瓦斯涌出、底部分层瓦斯涌出和工作面前方受采动影响的煤体瓦斯涌出；由于难以预知煤层采前的实际瓦斯预抽率，无法考虑预抽钻孔的超前释放瓦斯效应，因此，采掘工作面预测涌出量与实际涌出量曲线之间会有一定的偏差（图5－3）。

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Q(m/min) 3 预测涌出曲线 实际涌出曲线 图5-3 预测涌出量和实际涌出量关系示意图

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L(m) 河南理工大学毕业设计（论文）

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结论

⑴永安煤矿接替井3＃煤层不存在瓦斯风化带，全部处于甲烷带内；瓦斯含量（W）随埋深(H)加大而增加，两者之间遵循W=0.0455H＋6.0233的统计规律，瓦斯含量增长梯度为6.0233m3/t.r /100m；

⑵预测结果表明：生产初期，矿井绝对瓦斯涌出量26.80m3/min、相对瓦斯涌出量39.62m3/t；生产中期，矿井绝对瓦斯涌出量62.56m3/min、相对瓦斯涌出量49.12m3/t；生产后期，矿井绝对瓦斯涌出量70.53m3/min、相对瓦斯涌出量55.38m3/t。

按照《煤矿安全规程》第133条的规定，无论是生产初期、中期还是后期，永安煤矿接替井都属于高瓦斯矿井。

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参考文献

［1］国家安全生产监督管理总局：《煤矿安全规程（2005）》煤炭工业出版，2005

［2］中华人民煤炭工业部：《防治煤与瓦斯突出细则》煤炭工业出版，1995 ［3］焦作工学院瓦斯地质研究室.瓦斯地质概论.煤炭工业出版社，1991. ［4］王佑安，昊继周：煤矿安全手册第二篇，矿井瓦斯防治.煤炭工业出版社.1994

［5］俞启香：《矿井瓦斯防治》中国矿业大学出版社，

［6］王兆丰：《煤与瓦斯突出防治技术》河南理工大学内部教材，2006 ［7］蔡成功：《矿井瓦斯防治》河南理工大学内部教材，2006

［8］张瑞林：《煤矿安全管理制度及法规》河南理工大学内部教材，2006 ［9］吕闰生：河南理工大学硕士毕业论文，2004

［10］张天恩：《防治煤与瓦斯突出基础知识》，煤炭工业出版社， ［11］范天洁：《瓦斯综合治理技术手册》（第一卷），吉林音像出版社，2003 ［12］程伟：《煤与瓦斯突出危险性预测及防治技术》，中国矿业大学出版社，2003

［13］姚宝魁、孙广忠、尹代勋等《煤与瓦斯突出的区域性预测》，中国科学技术出版社，1993

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致谢

本论文是在瓦斯地质研究所王兆丰教授的精心指导下完成的。王教授渊博的学识、严谨的治学态度、活跃的学术思想、积极进取、和蔼谦虚的人生态度使我受益非浅。几个月来，从实习单位的选择到毕业设计课题的确定、从资料的收集与统计到数据的整理与计算、从论文思路的构思到论文的最后定稿，无不凝聚着王教授的心血。从王教授的身上不仅学到了专业知识，更重要培养了我在以后工作中发现问题和解决问题的能力，这些宝贵的精神财富将会使我终生受益，在此对王兆丰教授对我关心、帮助和支持表示忠心的感谢。 感谢刘军老师、陈向军老师在论文撰写中给予的大力支持和帮助。我衷心感谢他们在百忙中对我的指导和帮助。

感谢沁和能源股份有限公司永安接替井总工程师和通风科全体工作人员在现场技术指导上给予的大力支持。}

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本文来源：https://www.bwwdw.com/article/exb3.html