矿井瓦斯数据分析

矿井瓦斯数据分析（精选12篇）

矿井瓦斯数据分析 第1篇

根据矿井的瓦斯涌出量和涌出形式将矿井瓦斯的危险程度从高到低依次划分为突出矿井、高瓦斯矿井和瓦斯矿井三个等级。

近年来, 煤矿安全生产形势虽有好转, 但为何瓦斯事故没有得到有效控制, 一些瓦斯危险程度较低的瓦斯矿井仍易发生瓦斯爆炸事故?从瓦斯爆炸的三个必备条件不难看出, 井下各采掘作业地点空气中满足瓦斯爆炸的氧气浓度条件是实时存在的, 下面主要从引起瓦斯浓度积聚达到爆炸界限和产生高温热源两方面进行原因分析。

首先, 矿井通风系统不完善、不可靠、通风管理不到位造成瓦斯积聚。大多数矿井没有根据煤矿实际情况计算需风量, 为了节省电力甚至将对旋式主要通风机关掉一级电机;有的矿井总回风巷或回风斜井底部存在有低洼地段积水地段, 这些地段管理稍有不善, 就会造成全矿井风流阻断;防爆门、井下风门等通风设施变形、漏风严重, 联锁装置不起作用等, 导致大量风流浪费, 有效风量率低;矿井没有按规定进行全面测风、测风记录在地面编制生产、弄虚作假;一些采掘面回风巷道断面不足, 增大采掘面通风阻力等因素将导致矿井、采区或采掘工作面的风量不足, 没有足够的新鲜风流充淡和排除瓦斯, 是造成采掘作业面瓦斯积聚的主要原因。

循环风和违反规定的串联通风也是造成采掘面瓦斯积聚的主要原因。很多瓦斯矿井, 对局通风不够重视, 局扇安装位置不符合规定, 从面产生循环风或串联通风。

使掘进工作面瓦斯部份反复吸入局部通风机再次供给掘进工作面或将上一个作业点的瓦斯带入下一个作业点, 造成采掘进工作面瓦斯积聚。

临时停工地点随意停风、局部通风管理混乱导致瓦斯积聚。由于小型煤矿职工流动性大, 有的掘进工作面经常出现临时停工现象, 这些停工地点常为了省电而停风。而局部通风机无专人管理, 风筒漏风、出风口到工作面距离超出规定等随着时间的推移巷道内的瓦斯浓度会越积越高。

隐蔽工程是瓦斯事故的多发地点。在保生存、抓产量、追效益的驱动下, 很多煤矿铤而走险开辟隐蔽工程, 隐瞒采掘工作面、回收残煤、回收煤柱。检查时采取关活动密闭墙、设栅栏、挂警示牌板等逃避监管部门的检查。

由于不用迎接各级部门的检查, 隐蔽工程未形成独立通风系统、老空区回风、局扇采煤、无风作业、无任何监测监控设备等各种违规、违章应有尽有, 为瓦斯事故埋下祸根。

然而, 当造成瓦斯积聚后, 由于管理不力、培训不到位、检查不力、装置不全等不能及时发现, 使积聚的瓦斯得不到及时有效处理。瓦斯矿井由于煤层瓦斯含量低、涌出量少, 瓦斯危险程度相对较低, 反而使某些管理人员对瓦斯危害重视程度不够、思想麻痹, 对瓦斯的检测不到位、瓦斯传感器安装数量不足或监控系统不正常运行等导致瓦斯积聚甚至达到爆炸浓度后仍不能及时发现。

瓦斯检查员配备不足, 不能及时发现瓦斯积聚或异常涌出。绝大多数小型煤矿都没有达到每个采掘面分别配备瓦检员的要求, 存在一个瓦检员负责多个作业面或者安全员兼瓦斯员等现象较为严重, 当发生瓦斯积聚或异常涌出时, 现场无瓦检员及时检查瓦斯, 工人在不知情的情况下瓦斯超限作业。

瓦检员未持证上岗或人证不对号。有的煤矿为了防止人员流动, 安排一些相对稳定的地面人员去参加资格培训, 取得操作资格证书用于应付检查。而实际入井的瓦检员根本没有参加过专业培训。

也有的当瓦斯检查员离职后, 留下资格证书应付检查, 自己再重新指定几个工人充当瓦斯检查员从事矿井瓦斯检测工作, 这些人员当中, 有的连瓦检器都不会使用, 瓦检手册和日报表上的数据基本都是过猜, 记录千篇一律, 用这样的瓦检员, 如何搞好矿井瓦斯检测工作, 又如何能发现瓦斯积聚呢。

一些矿井的监控系统常出现传感器安装不足、吊挂位置不符合要求、将传感器放到风筒内、不定时校检传感器、未安装风电闭锁和瓦斯电闭锁装置、无专业维护人员等问题, 导致监控系统不能充分发挥其应有的作用, 瓦斯超限后不能报警或断电。

其次, 我们知道瓦斯爆炸的另一个必备条件是出现高温热, 且存在的时间大于瓦斯爆炸感应期。而烟火入井、煤层自燃、烟火入井、矿井火灾、电气设备失爆、机械冲击、违规放炮以及违章作业等都能将成为瓦斯爆炸的点火热源。

淘汰、失爆设备违规入井或井下电气设备缺密闭圈、档板、隔爆面无防锈油, 甚至有的不懂技术、不负责任的电工, 在安装或维修时拆除或损坏了原有防爆密闭圈等, 是煤矿井下经常出现的失爆现象, 也是引爆瓦斯的主要因素。

同时机械设备撞击、电缆吊挂不规范遭到矿车撞击、辗压产生火花、煤层自然发火、矿井火灾、未使用符合规定的煤矿许用炸药和电雷管、未使用水炮泥或填封长度不足、使用有明接头的电缆放炮等也是引爆瓦斯的主要原因。

职工培训不到位, 缺乏必须的安全知识和对隐患的辩识能力, 存在违章作业、冒险蛮干也是导致瓦斯事故的重要原因之一。煤矿未认真组织职工的岗前培训和日常安全教育培训, 培训学时不足、做假培训记录、假考核资料等应付形式、走过场的培训普遍存在, 目的只是为了应付各级部门的检查。

而因培训不到位, 缺乏基本的通风安全知识, 对瓦斯危害的认识深度不够, 缺乏对瓦斯隐患的判别能力, 思想麻痹、违章作业、冒险蛮干等现象均容易引发瓦斯事故。

矿井瓦斯安全排放技术措施分析 第2篇

随着采煤工艺的进,瓦斯涌出量的增大,采矿工程师为减少或杜绝瓦斯赞成的危害,在采区通风方面一直不断地进行改进。

1利用局扇排放瓦斯法

1.1风筒三通短路风流法

局扇的一端与风筒三通的一端相连。风筒三通另两端的其中一端与须要排放瓦斯巷道风筒相连,另一端与排放瓦斯巷道回风口顺风流方向的风筒相连,由此形成排放瓦斯系统。为控制风流,在风筒三通除与局扇相连的一端的另两端各用一根绳索捆扎或各设一个简单的滑阀,依据连续检测到的混合风流中的瓦斯浓度,通过调节这两根绳索或这两个滑阀连续控制排放瓦斯风量的大小,使回风口混合风流处的瓦斯浓度控制在1.5%以下。

1.2风筒逐节错口法

当超限巷道中有风筒时,在1%超限点以外断开风筒作为“开始排放点”;当超限巷道中无风筒时,在1%超限点以外作为“开始排放点”。在“从开始排放点接风筒时,采用先逐步错口后连接,通过错口大小调节风筒进风断面,由小到大,以控制向瓦斯超限巷道的送风量,每个时段错口的大小,以错口以外瓦斯浓度不超过1%为原则,当错口以里附近瓦斯浓度小于1%时,将错口处风筒全部连接上。按同样的方法,逐节错口,逐节延接风筒直至将瓦斯排完。

1.3风筒逐节错口联合法

排放盲巷密闭内的瓦斯时,首先检查盲巷密闭墙前的瓦斯浓度,当盲巷密闭墙前瓦斯浓度在1.5%以上时,利用局扇和风筒采用风筒错口法将新鲜风流由小到大吹向盲巷密闭墙,使墙前瓦斯浓度降到1.5%以下。只有盲巷密闭墙前瓦斯浓度在1.5%以下时,方可使用铜制工具将密闭墙凿开一个贯通密闭墙内的小孔, 然后检查小孔内是否有压力瓦斯涌出、小孔口及孔口内瓦斯浓度。当自然排放无效时,可根据现场情况先接短风筒(3～5米),当风筒出风口往里10米处瓦斯浓度降到1%以下时,将短风筒换成长风筒(10米),依次采用前述风筒逐节错口法,直至排完。

2利用全风压排放瓦斯法

2.1利用全风压和风筒排放瓦斯法

此方法是利用进回风之间的压差,采用硬质风筒代替局扇,配合软质风筒的一种排放瓦斯方法,具体排放过程与前述相同。此方法适用于盲巷密闭的瓦斯排放。

2.2密闭墙压差排放瓦斯法

首先检查回风侧密闭墙前瓦斯浓度,当盲巷密闭墙前瓦斯浓度在1.5%以下时,在回风侧密闭墙上使用铜制工具凿一小孔,然后检查小孔内是否有压力瓦斯涌出、小孔口及孔口内瓦斯浓度。若盲巷内瓦斯有压力,则让其自然排放,只有盲巷内瓦斯无压力,且密闭墙开口处瓦斯浓度在1%以下时,方可电话通知在进风侧等候的人员在进风侧密闭墙上使用铜制工具凿一小孔,小孔刚一凿出,进风侧人员要立即用电话通知回风侧人员,回风侧人员此时要根据瓦斯涌出量的大小、浓度高低及时控制回风口的大小,原则上以密闭墙内回风流与密闭墙外全风压风流混合后风流中的瓦斯浓度不超过1.5%为标准。进回风密闭墙上的孔口逐步交替开大,直至将瓦斯全部排出。

2.3回风隅角瓦斯排放方法

2.3.1增风法

有条件时,首先考虑在不超过《煤矿安全规程》规定的最高风速的情况下增加工作面风量,以相应增加采煤工作面回风隅角风量,达到稀释采煤工作面回风隅角瓦斯的目的，

2.3.2风障法

在采煤工作面回风隅角附近用风筒布设挡风障,目的是使采煤工作面风流尽可能多地经过回风隅角,用以稀释回风隅角积聚的瓦斯。

2.3.3引排法

将抽出式风机安设于距回风隅角30米前后的采煤工作面回风巷中,负压风筒的一端置于回风隅角切顶排以里的采空区,另一端与抽出式风机的吸风侧相连,当排出的瓦斯不超过1%时,可直接将瓦斯排到采煤工作面回风巷中;当排出的瓦斯超过1%、不超过2%时,可利用正压风筒将其排入采区回风巷中。此方法要注意,在风机出风口或正压风筒出风口以外3～5米的混合风流中安设瓦斯监测传感器,用于连续监测瓦斯,当瓦斯浓度达到或超过1%时报警,达到或超过1.5% 时将抽出式风机出风口或正压风筒出风口以外回风巷中的电气设备断电;当排出风流中的瓦斯浓度超过2%时,不适用此方法。

2.3.4高压水射流法

高压水通过固定在高压水射流风机内的特制喷头形成旋转雾化射流,高速雾粒与空气的动量交换和高压水射流的卷吸作用,带动气流前进形成引射风流,从而将回风隅角的瓦斯引排或吹散到回风巷,使其与采煤工作面回风流混合,从而达到处理瓦斯积聚的目的。

在现场使用过程中,可根据回风隅角具体情况调整高压水射流风机吸风口或出风口距回风隅角的距离,使其与回风隅角瓦斯积聚区保持最佳距离,达到最佳效果。

2.3.5小型液压局扇排放法

小型液压局扇利用回采工作面的高压乳化液作为动力源,电磁阀作为进液软管上的进液开关,利用瓦斯监测系统,在回采工作面回风隅角安设瓦斯传感器,当瓦斯传感器监测到的瓦斯浓度达到1%时,监测中心站发出控制指令,电磁阀动作,高压进液管导通,向小型液压局扇的液压马达提供动力,使风扇运转,吹散回采工作面回风隅角瓦斯,达到排放回风隅角瓦斯的目的。

2.3.6高压水幕吹排回风隅角瓦斯法

利用高压水幕射出的雾流,一是可以形成一个局部负压区,在一定程度上增加回风隅角的风量,降低回风隅角的瓦斯浓度;二是射出的高压雾流在一定程度上能够吹散积聚区的瓦斯,使其与周围含有较低瓦斯的空气混合,将部分瓦斯带走,从而降低回风隅角的瓦斯浓度。

3瓦斯排放安全措施

1)必须在矿总工程师或通防副总工程师的指挥下,由救护队协助排放。2)排放多个串联通风的瓦斯时,必须从进风方向第一台局扇开始排放,只有第一台局扇排放瓦斯结束后,并检查下一台局扇及其开关地点附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时,方准送电再排放第二台局扇供风的巷道内的瓦斯,以此类推。3)排放积聚的瓦斯,必须安排专门瓦检员先检查局扇及其开关地点附近10米以内风流中瓦斯浓度,当局扇及其开关地点附近10米以内风流中瓦斯浓度不超过0.5%时,方可人工启动局扇向瓦斯积聚区送入适量的风,必须安排专人调节控制风量,逐步排放积聚的瓦斯,严禁“一风吹”。4)排放瓦斯时,必须有专门瓦检员在瓦斯积聚区回风流与全风压风流混合处检查瓦斯浓度,当瓦斯浓度达到1%时,应指令调节风量人员减少向瓦斯积聚区供风,确保瓦斯积聚区排出的风流在与全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过1.5%。5)排放瓦斯时,严禁局扇喝循环风。在瓦斯积聚区回风系统不畅通、排放瓦斯局扇所在巷道新鲜风量不足时,严禁进行排放瓦斯工作。6)排放瓦斯前,所有受排放瓦斯影响的地点必须切断电源、撤出人员;还必须有矿山救护队员在现场值班,发现异常情况及时处理。7)排放瓦斯时,其回风流不得经过其他有人作业地点的回风巷,如必须经过,则该作业点必须停止作业、撤出人员、切断该工作面及其回风流中的电源。8)排放瓦斯时,风筒出风口往外到盲巷口巷道内风流中的瓦斯浓度不得超过2%。9)排放瓦斯后,经检查证实,整个排放瓦斯区回风流中瓦斯浓度不超1%,二氧化碳浓度不超过1.5%,氧气浓度不低于20%,且稳定30分钟后,瓦斯浓度没有变化,才可恢复局扇的正常供风。

低瓦斯矿井瓦斯事故预防对策探究 第3篇

【关键词】低瓦斯矿井；瓦斯燃烧；现场调查；预防对策

2009年12月，山西省某低瓦斯矿井南采区掘进工作面发生了 一起局部瓦斯燃烧事故，造成12人遇难，4人受伤。事故发生于第三段绞车道南采区的下山掘进工作面，巷道规格：长度50m，宽2.0m；巷道为全煤巷道，采用木支护。掘进工作面采用5.5kw×2局部通风机，通风机于距回风口10m的水平运输巷道位置设置，供风采用直径500m的风筒。

一、现场调查情况

通过现场详细调查发现：

1.回风口到风机风筒部位变硬，但其颜色和形状无变化。说明该部位只受到空气膨胀的高温，而没有瓦斯燃烧的明火到达。

2.下山门子口以下的风筒部位形状变为长条状，颜色油黑。说明瓦斯主要于下山50m巷道部位燃烧，风筒经明火燃烧高温而收缩变形。风筒设置于底板部位，说明巷道内瓦斯浓度较为均匀。

3.事故地点巷道顶层板相对完整，没有冲击现象发生，说明事故为瓦斯燃烧，不是瓦斯爆炸。

4.瓦斯浓度现场调查发现，自下山门子口5-30m部位的二氧化碳浓度为0.3%~0.5%，沼气浓度为0.6%~0.8%，混合气体浓度为0.9%一1.3%。

5.将绝对瓦斯涌出量作为依据进行瓦斯燃烧浓度的计算：巷道空间长度为50m，断面为3m，体积为150m3；瓦斯绝对涌出量为0.065m/min，瓦斯积聚量为5.85m3，停风时间为90分钟；通过5.85÷150×100%=3.9%计算得出瓦斯燃烧时的浓度为3.9%。

二、事故原因分析

1.瓦斯积聚原因

直接原因为：瓦斯涌出量随着矿井延伸而增加，在风机停止运转的情况下生产使得瓦斯积聚，遇到明火发生燃烧事故。间接原因为：矿井总风量不足，布置的工作面多，使采区多处部位出现串联通风；采区风量不足的问题没有引起领导人员的重视，未采取措施进行防范。

2.瓦斯引燃原因

经过现场遇难者检查及脱险人员的证实，其中一名遇难者曾在巷道内吸烟而导致瓦斯燃烧，此遇难者口袋中发现了烟火。

3.事故综合分析

（1）通风管理混乱。风机没有专人管理，随意停用，没有双电源互转；风机安设位置不妥。（2）矿井通风网路过长，流程达3300m，使得矿井通风的阻力较大，通风困难。（3）通风设施质量较差，使得矿井有效风率不到85%。（4）矿井工作人员瓦斯意识缺乏，无风作业。（5）矿井中对瓦斯的检查力度不够，不能及时发现瓦斯超限问题。（6）矿井管理制度不够严格，对员工的安全培训不到位，个别员工带烟火入井，在工作面抽烟。（7）虽然在低瓦斯矿井中不需要采取瓦斯抽放设施，但必须进行监测监控。在此矿井中工作面灭有瓦斯监测传感器。（8）煤矿的安全检查不到位。矿井通风能力较弱，出现无风作业、工作面吸烟等现象，该煤矿的安全管理较差。

三、瓦斯事故预防对策

1.加强矿井通风管理和瓦斯管理

（1）通风管理。首先确保矿井的通风系统合理，有着足够的通风能力；其次，要减小通风阻力，避免出现串联通风、漏风、扩散通风等现象，以保证工作面有着充足的风量；此外，调整巷道贯通的通风系统，采取双风机双电源互相转换，从而避免工作面的停风现象。

（2）瓦斯管理。首先建立高素质的瓦斯检查队伍，配备班组长、电钳工、放炮员等工种，随时对瓦斯情况进行检查；其次，在矿井中装设瓦斯监测设备，对瓦斯超限现象及时提醒，对其中瓦斯容易积聚的巷道进行定期排放；此外，要严格放炮安全关，严格遵循一炮三检的原则，从而加强瓦斯的管理。

2.对引爆火源进行控制

（1）对井下电气失爆进行控制。防爆电气设备入井必须经合格检验；加强电缆保护，避免电缆碰撞、刺伤、划伤等损伤；电缆导线无明接头或“羊尾巴”等现象；设置漏电保护和接地保护装置；对电气设备的操作严格规范，定期进行维护检修。

（2）严格放炮过程，防止引燃瓦斯。要严格放炮安全过程，对放炮前后的瓦斯情况严格检查，并遵循一炮三检和三人放炮制的规范，放炮前后必须对煤尘进行冲刷，保证放炮过程符合正规程序操作流程。

（3）消除明火隐患。对于井下工作人员必须进行严格的安全培训教育，提高其安全意识，并制定严格的制度进行管理，杜绝井下携带明火，实施人井检身制度。

3.加强安全宣传和教育

首先，加强矿井领导的安全教育，提高其对于矿井和瓦斯的安全意思，为矿井的安全生产布置良好的环境；其次，加强对井下采掘人员的安全培训，培养其对于矿井瓦斯的认识和处理能力，并组织进行煤矿安全、作业、操作等三个规程的学习，严格工作流程；此外，必须加强对通风人员的教育，使其认真、负责的为生产工作创造一个风量、风速、温度及瓦斯浓度合格的环境。

4.加强煤矿安全监察工作

在煤矿内部建立健全的培训机构，对各类人员进行安全教育培训工作；建立专业的事故监察、处理机制，对矿井进行定期监察，对于发生的各类大小事故进行严格处理，落实事故责任，对于存在的重大安全隐患必须立即整改，从严处罚，以预防煤矿的重大事故发生；此外，加强监察队伍建设，严格执法，强化监察工作的指导作用。

除此之外，还可以采取瓦斯地质研究等措施对瓦斯事故进行预测。如在矿井中选择代表性的部位进行取样，对其地质数据进行处理分析，得出瓦斯地质数学模型，从而对该区域的瓦斯含量进行预测；还可以对各煤层的炮眼进行瓦斯监测，并建档记录，从而根据开采经验和实测数据确定瓦斯涌出量异常的区域，有针对性的制定瓦斯防治措施。

参考文献

[1]焦作矿业学院瓦斯地质研究室.瓦斯地质概论[M]北京:煤炭工业出版社,2010.

[2]周太行,矿井瓦斯事故原因分析及预防[J],煤矿安全,2006年5期.

[3]张清华,防治低瓦斯矿井瓦斯事故的对策 [J],煤矿安全,2000年12期.

矿井煤层原始瓦斯含量分布规律分析 第4篇

关键词：瓦斯含量,分布规律,地质构造

0 引言

山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司寺河矿井位于沁水煤田东南边缘。矿井分东、西两个独立井区, 其中东井为高瓦斯区, 生产能力为1 080万t/a;西井为突出区, 目前正在建设中。在西井的开拓建设中, 瓦斯压力和含量是瓦斯区域突出危险性预测中的重要指标, 其中压力指标往往难以测定或数据偏少, 而随着地面煤层气井快速取芯含气量测试技术的成熟, 瓦斯含量实测数据也随之增多, 在逐步满足矿井区域突出危险性预测需要指标的同时, 根据这些实测数据, 结合地质构造因数对瓦斯含量的分布特征和规律进行分析研究, 对于矿井煤与瓦斯突出防治、瓦斯治理、瓦斯利用具有极其重要的意义[1,2]。

1 矿井概况

寺河矿井于2002年11月投产, 为井工开采, 采用斜井分区开拓方式, 一次采全高综采回采工艺, 工作面采用长壁后退式开采法。目前东井区为生产区, 西井区为基建区。矿井核定生产能力为1 080万t/a (东井区) , 是一座设备先进、管理模式新颖的高产高效现代化矿井。

地质构造总体上属于简单类。井田基本构造形态为一单斜构造, 在此基础上发育了一系列宽缓褶曲, 形成井田内岩 (煤) 层的波状起伏, 煤层倾角一般不超过10°, 个别地段受构造影响倾角达15°左右。断层较少, 无岩浆活动。

井田水文地质条件属简单-中等。各含水层间的水力联系微弱, 3号煤层的直接充水含水层为顶板K砂岩裂隙含水层, 富水性弱。井田内各主要充水含水层为裂隙含水层及裂隙岩溶含水层, 含水性受裂隙、岩溶发育程度的影响。在构造裂隙或小断裂及岩溶陷落柱的影响下, 可能造成局部富水或沟通与强含水层的水力联系, 在局部地段形成水文地质条件复杂化。

井田煤系地层主要为二叠系下统山西组 (P1s) 、石炭系上统太原组 (C3t) , 共含煤15层, 其中山西组3#煤层和太原组9#、15#煤层可采。主采3#煤层平均厚度6.31 m, 可采系数为100%, 属稳定可采煤层, 开采条件良好, 为低-中灰、高强度的无烟煤, 顶板和底板为泥岩、砂质泥岩、砂岩。

该矿井属高瓦斯矿井, 东井区瓦斯含量平均9.03 m3/t, 最大达18 m3/t;西井区瓦斯含量平均16.6 m3/t, 最大达26 m3/t。矿井瓦斯涌出主要来自本煤层, 临近层瓦斯影响较小。煤层无自燃倾向, 煤尘无爆炸性。

2 地质构造分布特征

2.1 矿区构造分布特征

晋城矿区位于太行山隆起南端西侧, 同时位于沁水复向斜盆地南端, 矿区东部分布着NNE向的伊侯山断层、陈沟断层、白马断层;矿区西部分布着NWW-NE-NNE向展布的土沃-寺头弧形断裂带。地层走向总体倾向NWW, 倾角5°～15°。主体构造为NNE向、近S-N向展布的向、背斜和断裂构造, 其次是近E-W向、NE向、NWW向的褶皱和断裂构造, 局部还发育有NNW向的小褶皱。

2.2 矿井地质构造分布特征

寺河矿井位于沁水复式向斜盆地的南端东翼, 处于晋获褶断带、土沃-寺头断裂带及阳城西洪洪-晋城石盘EW向断裂带之间, 基本构造形态为一走向北北东、倾向北西西的单斜构造, 在此基础上发育了一系列近南北～北北东向的宽缓褶曲, 形成井田内岩 (煤) 层的波状起伏, 煤层倾角一般不超过10°, 个别地段受构造影响岩 (煤) 层倾角变大达15°左右。

西井范围历次经过精查勘探、三维地震勘探, 区内查明主要褶曲构造自西向东有:刘家腰向斜、马庄背斜、磨掌向斜、高庄背斜、前南岭向斜、马山背斜、霍家山向斜、柿沟背斜;区内探查大小断层共约40条, 最大落差10 m左右;区内探查大小陷落柱10余个, 最大长轴150 m左右。

3 西井3#煤层原始瓦斯含量

3.1 地面煤层气井取芯实测资料统计

由于上世纪80年代地质勘探期间钻孔的瓦斯样含量实测结果与井下开采实际偏差较大, 不能作为分析研究瓦斯分布的依据。近几年随着晋城矿区地面煤层气井的规模施工, 在煤层气井布置施工中, 每4～5口井中就有一口含气量测试井, 且均采用绳索取芯测试, 绳索取芯速度快, 时间短, 与井下煤层原始含量实测结果相吻合, 接近真实值。

西井共施工100余口煤层气井, 其中含气量取芯测试井30口, 含气量统计如表1所示。

3.2 瓦斯含量等值线图

通过对上述瓦斯含量实测数据的分析, 认为数据接近实际, 且实测资料均匀分布, 分布密度高, 可以作为瓦斯含量等值线图绘制的依据, 在勾画含量等值线时, 充分结合地质构造 (褶曲、断层) 、上覆基岩厚度与瓦斯的关系, 将实测数据与构造、上覆基岩厚度进行对比, 从而绘制出瓦斯含量等值线图, 如图1所示。

4 西井3#煤层原始瓦斯含量分布特征与规律

4.1 分布特征

西井原煤瓦斯含量值均大于12 m3/t。原煤瓦斯含量最大分布于中部和西北部, 含量均达到了26～28 m3/t;而东部和中西部瓦斯含量相对较低, 平均在16 m3/t左右。

4.2 分布规律

经分析, 西井瓦斯含量与构造和上覆基岩厚度关系密切。中部由于受一向斜构造 (磨掌向斜) 和压扭性断裂构造控制, 瓦斯含量及压力极高, 在这一条带上包括临近小煤矿均有过惨痛的教训;西北部离背斜 (马庄背斜) 轴部较远, 离向斜 (刘家腰向斜) 较近, 且上覆基岩厚度大, 所以瓦斯含量也极高;东部上覆基岩厚度较小, 中西部受一背斜 (马庄背斜) 构造控制, 背斜的轴部地层剥蚀强烈, 存在大量张性裂隙, 瓦斯封存能力变弱, 所以含量相对较低。

5 结论

晋城矿区主体构造是NNE向、NE向展布的向、背斜褶皱, 以及与EW等方向构造的复合作用。新生代以来, NWW向断裂主要表现为拉张和左行张扭活动, 对瓦斯释放有利;NNW向构造受到挤压, 并形成近S-N向的小褶皱, 对煤层瓦斯保存有利。大量的事实说明向斜构造比背斜构造瓦斯赋存条件复杂, 瓦斯含量、瓦斯压力相对高, 瓦斯动力现象危险性要大。总之, 不同的褶曲部位瓦斯含量有一定的变化, 一般向斜轴部, 裂隙不发育, 瓦斯比较富集;背斜轴部张性裂隙发育, 瓦斯容易逸散, 不利于煤层瓦斯保存。

参考文献

[1]张子敏, 张玉贵.瓦斯地质图的编制[J].煤炭科学技术, 2005 (8)

矿井瓦斯检查制度 第5篇

1.根据矿井生产布局和瓦斯涌出状况确定巡回检查路线、检查点、检查时间、检查内容、交接班地点和方式等，及时制定各路线瓦斯巡回检查计划图表并报矿总工程师批准。瓦斯巡回检查计划图表一式三份，一份交瓦检员使用，一份留通风队、一份报通风科备案。瓦斯巡回检查计划图表每月修定一次。当月内检查区域有变动的，计划图表要及时修改，并将修改情况报通风科。当月结束时，要将计划图表和瓦检员交回的当月每班瓦斯巡回检查图表一并保存。建立瓦斯巡回检查图表逐级审查制度，通风队值班干部要每天审查前一天全部图表，并签字。矿领导、通风科干部、通风队干部井下查岗，遇见瓦检员必须检查其瓦斯巡回检查图表，并在图表上签注审查意见，发现问题及时处理。

2.正常生产的综采工作面每班必须配备两名专职瓦斯检查工。其中一名，随时检查机组前后20米范围内风流、煤壁和两滚筒间等地点的瓦斯浓度。另一名专职瓦斯检查工执行巡回检查工作。配备跟机瓦检员的综采工作面，跟机瓦检员不在现场，严禁开机割煤。炮采和非正规采煤工作面必须配备一名专职瓦斯检查工。

使用掘进机的工作面必须设跟机专职瓦斯检查工，随时检查掘进机组附近20米范围内的瓦斯浓度。

炮掘煤巷、半煤岩巷掘进工作面必须安排专职瓦斯检查工，相邻的同时并进的掘进工作面可设一名专职瓦斯检查工，检查入风、煤头、工作面风流、回风流及分区回风等地点的瓦斯浓度，每班至少检查三次。3.瓦检员必须及时到达指定地点，并严格按规定路线和检查点巡回检查瓦斯，严禁弄虚作假或空班漏检。凡发现瓦检员脱岗、假检漏检、虚报假报瓦斯情况的，要坚决给予开除留矿察看或开除的行政处分。4.各采掘工作面检查瓦斯的间隔时间要均匀。因处理问题等特殊情况检查时间误差超过规定时，必须在图表上写明并向通风调度说明原因。

5.瓦斯检查员交接班

1)专人定岗的瓦检员必须严格执行现场交接班。执行巡回检查瓦斯任务的瓦检员应在井下指定工作面同下一班瓦检员交接班。

瓦斯检查工当班发现瓦斯超限、无计划停开局部通风机或未处理完瓦斯，必须在工作地点交接班。

2)瓦检员必须将本班情况及下班需注意的问题向下一班瓦检员交接清楚,并由接班瓦检员在上一班瓦检员的瓦斯检查巡回图表上签字备查。

3)瓦检员凡因特殊情况不在指定地点交接班的，必须用电话向本班班长或通风队值班干部汇报本班工作状况，由班长或代班长在瓦检员井下交接记录上注明原因。

6.所有瓦斯检查地点必须设置瓦斯检查牌板，采掘工作面的瓦斯检查牌板悬挂在距工作面不大于50米范围内的回风流中。严禁两个地点共用一块瓦斯检查牌板。瓦检员每检查一个地点,都要将检查时间、瓦斯、二氧化碳和温度检查结果、探头显示值及时填写在巡回图表及瓦斯检查牌板上,并向通风调度汇报,做到图表、牌板、调度台帐“三对口”。

7.瓦检员必须将检查情况通知现场工作人员，经该地点班组长签字确认。瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关条文规定时，瓦检员有权责令现场人员停止作业，并撤到安全地点，进行汇报处理。8.通风、防尘、安全监测、通风设施设备必须纳入瓦斯巡回检查范围，专职定岗人员负责为本工作面服务的设施检查，巡岗人员负责所在盘区的设施检查。同一盘区有两个以上巡岗人员时，除各自负责为本人所检查工作地点服务的设施检查外，其余设施有通风队按所在位置就近划分(特殊情况指定人员负责)。发现设施设备损坏，要及时向通风调度报告。紧急情况下，通风调度要请示通风科、队值班干部，采取应急措施，进行处理。

9.瓦斯浓度超过《煤矿安全规程》有关规定时瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点，切断电源，揭示明显警标，然后向通风调度报告。

10.瓦检员应具有一定的煤矿生产经验，必须按规定培训，并取得相应合格证、操作证资格证，坚持原则并经矿对其进行相关知识培训，合格后方可持证上岗。

通风科、劳资部门每半年负责对瓦斯检查工进行人员核定，确保人员满足安全生产需要，并上报集团公司。

11.瓦检员上岗时必须携带便携式光学瓦斯检测仪、瓦斯检查棍和不少于2米长的胶皮管，同时携带便携式甲烷检测报警仪。

12.瓦检班长要认真检查、分析瓦检员的巡回检查图表和记录，检查瓦检员的工作质量和交接班情况，帮助处理问题，及时汇总情况向通风调度汇报，并按时填写班长工作班报。

13.进行零星工程作业队伍的班组长必须携带便携式报警仪；多地点作业时。各地点负责人也必须携带便携式报警仪，并正常使用。作业地点瓦斯浓度超过1%，不得作业，并立即汇报矿调度室和通风调度，经处理后瓦斯浓度下降至1%以下方可开工。14．瓦斯检查技术管理

1)正常生产的采掘工作面及专用排瓦斯尾巷、井下利用局部通风机通风的煤仓和其它有人工作地点，每班至少检查三次；本班未进行生产的采掘工作面、机电硐室、利用全风压通风的煤仓、井下停风地点栅栏外风流、可能涌出或积聚瓦斯或二氧化碳的巷道每班至少检查一次。

2)各检查点当班瓦斯检查间隔时间要均匀，每班检查三次的地点间隔为2小时，每班检查两次的地点间隔为3小时，检查误差时间不超过20分钟，因处理问题等特殊情况时间误差超规定时，必须在图表上写明原因，并向通风调度汇报。

3)密闭墙、挡风墙前每周至少检查一次。4)采掘工作面应设的主要检查点分别为：

a)综采工作面：工作面进风流、工作面风流、上隅角、局部高冒区、工作面回风流及尾巷栅栏处。配备跟机瓦检员的综采工作面，跟机瓦检员检查的地点有：机组前后20米范围内风流、煤壁、两滚筒间、前后溜子道。b)综掘工作面：掘进工作面风流、迎头煤壁、掘进工作面回风流、局部通风机前后各10米以内的风流、局部高冒区。c)其它需要按《煤矿安全规程》要求需检查的地点。

4）使用光学瓦斯检测仪检查煤仓瓦斯时，以小胶皮管伸入煤仓2米处为准，瓦斯浓度达到或超过1.5%时,停止附近20米范围内电气设备运转。只有瓦斯浓度降到1%以下，方可开动电气设备运转。

矿井瓦斯检查制度

通风科通风队

矿井瓦斯数据分析 第6篇

关键词：瓦斯抽放率封孔工艺抽放方法

0引言

瓦斯抽放是防治煤矿瓦斯灾害事故的根本措施，瓦斯抽放是解决和治理瓦斯的根本所在。瓦斯抽放效果的好坏关乎治理瓦斯的成败。相关科技人员经过长期实践认为矿井瓦斯抽放率主要与以下几个因素有关：即煤层瓦斯含量、透气性，抽放钻孔布置，钻孔封孔工艺，抽放系统及工作面通风方式。在相同抽放系统下，瓦斯抽出量大小与煤层瓦斯含量及涌出量，开采地质条件，瓦斯抽放工艺方法，抽放钻孔长度，通风系统，煤产量大小及工作面长度，工作面推进速度，井下煤层开拓及开采间隔时间等因素有关。

1瓦斯抽放系统对矿井瓦斯抽放效果的影响

1.1瓦斯泵的选型瓦斯泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽出量的要求。同时，从安装和经济角度考虑，并有适当余量为原则，避免“大马拉小车”或“小马拉大车”的现象。

1.2瓦斯管网的合理布置抽放管网决定着抽放阻力的大小。抽放阻力大，系统性能低；抽放阻力小，系统性能高。管网阻力主要由管路长度、直径和管网布置所决定。管路长度负压端会受钻孔施工地点的不断增加而不断延伸，管路负压段，理论上没有长度的限制，但管路的正压端排气管，在确保安全的情况下，应尽量缩短。实际井下抽放系统中，管网越复杂，易积水，多漏气，管理困难，系统性能也低。因此，在满足生产需要的前提下，应简化网路、及时关闭或拆除无用的管路，应合理安装放水器，及时放水，以降低管网阻力。

1.3抽放方法的合理选择根据瓦斯来源和作用原理，分为单一抽放和综合抽放。选择合理的抽放方法，主要根据矿井(采区)瓦斯来源、煤层赋存情况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等。目前，采用单一的抽放方法往往不能有效的抽出瓦斯，必须根据现场实际情况采用顺层孔、穿层孔、交叉孔、顶板高位钻孔、采空区上隅角埋管的综合性抽放方法，以有效治理采掘面瓦斯，提高瓦斯抽放浓度，增加抽放纯量。

1.4抽放钻孔的布置影响自钻孔的主要因素有：钻孔的角度、长度、钻孔个数、孔径、间距等。对本煤层预抽瓦斯，根据煤层赋存条件、开采方法及开拓布置的不同，可以布置穿层钻孔、顺层孔(上、平、下向)，采用75～100 mm钻孔，煤层透气性差时，可以适当加大孔径。对卸压层瓦斯的钻孔，钻孔的有效部分应处在各个卸压层的充分卸压带，以保证有足够的瓦斯补给源。

1.5钻孔密封工艺钻孔施工完毕，其密封性决定着瓦斯抽放效果，封孔不严，漏气漏水，瓦斯浓度降低；反之，密封严密，瓦斯浓度高。因此，为提高井下瓦斯抽放浓度，，必须采用有效的封孔工艺。使封孔后，一方面使钻7L周围的裂隙得到充填，消除开孔时形成的漏气裂隙(即消除初期漏气通道)：另一方面使钻孔得到可靠的支护，保证钻孔的稳定，使钻孔周围不再产生新的漏气裂隙(即避免后期漏气通道的产生和发展)。因此，封孔材料需达到如下要求①封孔材料应具有渗透性：为了消灭钻孔周围的成孔裂隙，即消灭初期漏气通道，封孔材料应具有进入钻孔周围裂隙的特性，一般普通水泥没有这种特性，超细水泥的使用效果要好于普通水泥。②封孔材料应具有膨胀陛：封孔材料的膨胀性对封孔效果十分重要，如果材料没有膨胀性而有收缩性，那么就不能取得应有封孔效果。封孔材料的膨胀可以对钻孔形成主动支护力，不仅可以防止钻孔的收敛变形，而且使钻孔周围形成高应力区，使封孔段周围煤体的透气性降低，减少煤体的漏气，提高瓦斯抽放浓度。③封孔材料的强度和硬度不能过高：封孔材料在煤体里留下一个长度数米的圆柱体，回采工作面采煤机割煤时要切割这些圆柱体，如果封孔材料的强度和硬度过高，采煤机割煤时可能产生切割火花，给回采工作面带来安全隐患。④封孔材料必须有一定的早强性：钻孔是個微型的全煤巷道，钻孔在地应力作用下将发生蠕变，封孔之后，要求封孔材料在较短的时间内凝固，并有一定的强度，及时对钻孔实现主动支护，防止钻孔的变形。

1.6抽放时间不同的抽放方法，钻孔有不同的最佳和有效抽放时间，在这段实践内，抽放的瓦斯量大、浓度高，之后逐渐衰减到无抽放价值而停抽。但在我国一些矿井中，因抽放巷道层位布置不当，受采动影响大，巷道维护困难而缩短了钻场、钻孔和抽放管路系统的服务时间，有的矿井掘、抽、采的关系失调，不等到应有的抽放时间就回采，使钻孔失去了最佳抽放和有效抽放时间，导致抽放率不高。因此，合理的抽放时间是保证矿井瓦斯抽放率的必要因素。

1.7抽放负压与钻孔密度抽放系统压力参数及钻孔密度直接影响钻孔瓦斯抽放效率，经有关专家研究得出规律：钻孔瓦斯抽放率分别与抽放负压和钻孔密度呈线形关系，即抽放率随负压值、钻孔密度的增大而增加。但最大抽放率并不出现在最大的负压值和最大钻孔密度的交汇部位，三者的函数关系在空间上是一个曲面。抽放负压对未卸压煤层抽放效果的影响还没有统一的认识，有关资料也表明，提高抽放负压可以显著提高瓦斯抽放量，但大部分测量数据是在调压后短时间内测量的，属于暂态现象，不能真正的表示抽放负压与抽放量的关系。对于采空区瓦斯抽放实践表明，当抽放负压在一定的范围内增加时，可以增加抽放量，而负压过高，不但抽放量增加不多，而且容易吸入空气引起采空区残留煤的自然发火，为此，在抽放采空区瓦斯时，控制一定的抽放负压是必要的。

2提高矿井瓦斯抽放率的途径

针对我国矿井抽放率低的原因，采取适当的措施提高矿井的瓦斯抽放率，不仅是矿井安全生产的要求，而且也是降低抽放成本，提高抽放效益的需要。为了提高我国矿井瓦斯抽放效果，国内的科研、高校、设计、生产单位等，从不同的方面开展了很多项研究，取得了可喜的成果。

2.1合理选择抽放方法合理选择抽放方法是提高抽放效果的关键，选择抽放方法应深入分析煤层赋存条件、瓦斯来源及涌出规律、开采布置及开采程度、瓦斯利用前景等。按照瓦斯来源可以分为本煤层抽放瓦斯和临近层抽放瓦斯：按抽放与采掘的时间配合可以分为预先抽放煤层瓦斯、边采边抽放瓦斯、采空区抽放瓦斯三类：按照抽放工艺可以分为钻孔抽放瓦斯、巷道抽放瓦斯、钻孔巷道混合抽放瓦斯、老空区密闭抽放瓦斯和地面钻孔抽放瓦斯。不同煤矿的现场条件，采用抽放方式也会有很大的不同。一般来说，选择抽放方法和形式的时候，要考虑瓦斯来源、煤质状况、采掘因素、时间配合和抽放工艺等因素。其总的原则是：①如果瓦斯存在于开采层本身，即可以采用钻孔或巷道预抽形式直接把瓦斯从回采层中抽出。②如果瓦斯主要存在于开采煤层的顶、底板邻近煤层内，可以采用顶底板煤岩中的巷道，打一些穿至邻近煤层的钻孔将临近层瓦斯抽出。③如果在采空区或废弃巷道内有大量的瓦斯涌出，即可以用采空区抽放形式加

以消除。④如果在煤巷掘进时就已遇到严重的瓦斯涌出，而且难以用通风方法克服的时候，则需要采用在掘进工作开始前的钻孔预抽或巷道边掘边抽的方法加以解决。⑤如果煤层的透气性差，利用钻孔或巷道又不易直接抽出瓦斯，掘进时瓦斯也不大，而在回采的时候却有大量的瓦斯涌出时，则需采用边采边抽，深孔爆破、大直径密集钻孔以及认为的可以改变煤层透气性等方法加以解决。

2.2选择合理的抽放参数①钻孔直径。钻孔直径的大小对抽放瓦斯有一定的影响。大直径孔的瓦斯抽出量远远大于小直径孔，而且有较长的稳定时间。因此，在保证施工进度的前提下，尽量选择大直径的钻具。②钻孔长度。对于开采层瓦斯抽放钻孔的长度越大，露出煤面越多，瓦斯涌出量越大，抽放效果越好；对于邻近层瓦斯抽放，钻孔一般要穿过所要预抽的煤层，在考虑打钻效率和打钻质量的前提下，利用大功率钻机施工长度较深的钻孔。③钻孔角度。抽放本煤层瓦斯的时候，布置钻孔的角度应注意以下几个方面：a由于深部煤层的瓦斯含量比较大，瓦斯向上流动，所以下向式钻孔瓦斯量较大，可以加速瓦斯排放。但下向孔中易积水，对瓦斯涌出有一定的阻力，且打钻施工比较困难。b上向式钻孔内不会积水，瓦斯涌出量也比较均衡，但在相同条件下比下向孔略小。c水平钻孔处于上述两种方式之间，可以克服上向孔和下向孔的缺点，各矿井可以根据实际情况制定相应钻孔角度。④抽放负压。瓦斯抽放泵能力、运转特性与负压對抽放效果有很多影响，抽放负压越大，抽放量越大，但当负压到一定程度后，抽放效果就不会明显增加，有时反而会影响抽放效果，要根据具体情况确定

2.3其它途径①扩大抽放范围：扩大抽放范围：一是要合理增加钻孔数目来扩大抽放面积：二是要增加抽放煤层及抽放区域。②提高煤层透气性：煤层透气性是煤层对于瓦斯流动的阻力，通常用透气性系数来表示。透气性系数越大，瓦斯在煤层中流动越容易，瓦斯含量就少；反之，瓦斯易于保存，煤层瓦斯含量大。③采用综合抽放方法：随着煤矿机械化水平的提高，开采强度的大幅度提高，开采后邻近层、采空区等的瓦斯涌出量也急剧增加，为了实现高产高效矿井的安全生产，要求抽放瓦斯技术有一个新的突破，所以综合抽放方法已经是矿井进行瓦斯抽放的一个趋势。

3结语

矿井下测定煤层瓦斯含量的方法分析 第7篇

1 我国煤矿井下煤层瓦斯含量直接测定技术现状

1.1 煤层瓦斯含量直接测定取芯技术现状

煤层瓦斯含量直接测定的关键环节是取芯, 取芯质量直接关系到煤层瓦斯含量测定的成功与否和准确程度。煤层取芯成功的三要素为煤芯的完整性、保质性和快速性。但是目前各种取芯技术与工艺均存在一定的缺陷与不足。

1.1.1 直接取样

主要用于石门揭煤、煤巷掘进和回采工作面现场浅孔采取煤样测定煤层瓦斯含量。该方法有麻花钻杆螺旋排粉、水力排粉或压风排粉。孔口接取煤样工艺简单, 但存在孔壁残粉的影响较大, 特别是在松软煤层或钻孔长度较大情况下, 孔壁残粉影响加大。

1.1.2 普通煤芯管取样

主要用于坚硬煤层顺层或者穿层向上钻孔取芯。该方法首先利用钻机施工钻孔, 达到预定位置后排尽孔内残粉快速退出钻具, 利用钻杆将取芯管快速送到孔底, 钻机带动煤芯管钻取孔底煤芯, 钻取过程一般有水力排渣和压风排渣两类。这两类排渣方式都不能兼顾排渣与煤样保质, 采样效果较差。

1.1.3 双层取芯管取样

双层取芯管包括内管和外管, 是煤田地质勘探常用的装备, 为双动机构, 取芯过程中外管钻取煤芯, 内管收集煤芯, 取芯介质从双管间隙经钻孔壁排出孔外。存在机构过于笨重, 井下适用性较差等不足。

1.1.4 保压取芯及集气式取芯技术

在取样过程中将煤样封人密封装置内, 取出煤样后将密封装置送到实验室进行脱气, 得出煤层气含量。其存在的主要问题是取样成功率较低, 一般仅为50%~60%, 现已被淘汰。

1.2 煤层瓦斯含量直接测定损失量推算模型

在取样过程中有部分瓦斯逸散掉, 需要建立合理的补偿模型对损失的瓦斯进行补偿, 常用的补偿模型有下列几种。

1.2.1 巴雷尔式计算模型

该模型直接引用地勘时的煤层原始瓦斯含量测定方法, 其煤层瓦斯含量损失量计算依据为煤屑累计解吸瓦斯量与煤屑解吸时间的平方根成正比, 即:

式中Q-煤屑自暴露时起至进行解吸测定时间为t时的瓦斯解吸体积mL;t0-煤屑在解吸测定前的暴露时间, min;t-煤屑解吸测定时间, min;K-比例常数, mL/min0.5。

1.2.2 负指数函数模型

该补偿模型为钻孔煤屑瓦斯解吸速率与解吸时间之间为负指数函数关系, 即:V=Ae-Bt (2) 式中V-煤屑解吸时间为t时的瓦斯解吸速率, mL/min;A, B-常数, 通过解吸曲线拟合求得。

1.2.3 幂函数计算模型 (文特式)

煤炭科学研究总院重庆研究院运用文特式对煤屑瓦斯损失量进行了计算, 该模型为瓦斯解吸速率随时间的变化可用幂函数关系表示, 即:

式中Vt-煤屑自暴露开始第t分钟的瓦斯解吸速率, mL/min;Va-煤屑自暴露开始第ta分钟的瓦斯解吸速率, mL/min;Kt-煤屑瓦斯解吸速率衰减系数。

在瓦斯解吸初始阶段, 实测值和模型计算结果较一致, 但随着测定时间的增加, 计算结果趋于无穷大;且未考虑粒度对瓦斯解吸速率的影响。

2 煤层瓦斯含量直接测定技术最新进展

“十五”期间, 重庆研究院通过技术攻关, 解决了定点取芯技术难题, 建立了损失瓦斯量推算模型, 确定了新的煤层瓦斯含量直接测定的工艺流程。

2.1 煤层瓦斯含量直接测定新方法技术原理

该测定方法认为:煤层瓦斯含量由4部分组成, 即煤样损失瓦斯量Q1、煤样自然解吸瓦斯量Q2、煤样粉碎解吸瓦斯量Q3, 及煤样常压吸附瓦斯量Q4。Q1指取样过程中损失的瓦斯量;Q2指在常压状态下, 煤样井下解吸瓦斯量与煤样运送到实验室在粉碎前所解吸的瓦斯量之和;Q3指在常压状态下, 煤样在粉碎机中粉碎到95%, 煤样粒度小于0.25 mm的过程中所解吸瓦斯量;Q4指在常压状态下, 粉碎解吸后仍残存在煤样中不可解吸的瓦斯量。Q4可实测或按下式计算:

(5) 式中Q4-残存瓦斯含量, m3/t;a, b-吸附常数;Ad-煤的灰分, %;Mad-煤的水分, %;n-煤的孔隙率, m3/m3;p-煤的视密度, t/m3。

2.2 煤层瓦斯含量直接测定新方法关键技术

2.2.1 深部煤体取样装置及工艺

为了满足瓦斯含量直接测定对煤芯的质量要求, 根据煤层特征研发了ZCY-I型钻孔引射取样和取芯管取样工艺及装置。

ZCY-I型引射取样装置适用于松软煤层井下取芯, 借助抽吸装置引射器所产生的负压, 能迅速从钻孔底部取出煤层新鲜样品。该取样装置在压风0.45 MPa条件下最大取样深度达到120 m, 取样时间小于5 min。

2.2.2 损失瓦斯量补偿方法

通过理论研究、数值模拟分析、实验室试验等手段, 得出了瓦斯含量快速测定适用性较好的幂指数式计算模型, 并在实验室对全国30个煤样进行了瓦斯含量测定对比研究, 平均相对误差小于l%, 完全满足工程需要。

2.3 煤层瓦斯含量直接测定新方法成套技术及测定装置

根据煤层瓦斯含量直接测定技术原理, 煤层瓦斯含量测定工艺过程为煤样损失瓦斯量、煤样自然解吸瓦斯量、煤样粉碎解吸瓦斯量及煤样常压吸附瓦斯量。该测定装置简化了测定工艺流程, 测定速度快, 可在8 h内完成井下取芯和实验室煤层瓦斯含量测定。

3 煤层瓦斯含量直接测定新方法现场应用及结果分析

为了验证瓦斯含量直接快速测定技术应用效果, 在贵州省金沙县、大方县和纳雍县所属12个矿井进行了不同瓦斯赋存条件下的直接法与间接法对比试验, 试验结果如图1所示。

从图1中对比可见, 煤层瓦斯含量直接快速测定技术是准确可靠的。

4 结语

常用的直接法煤层瓦斯含量测定和间接法相比, 缩短了测定时间、简化了工艺流程, 但是仍然存在取芯难度大、损失量推算模型误差大等技术缺陷, 阻碍了其现场推广应用。经过现场间接法与直接法煤层瓦斯含量对比试验, 平均误差只有6.94%, 采用定点取芯煤层瓦斯含量直接快速测定技术准确可靠。

摘要：煤层瓦斯含量直接测定新技术解决了取芯和损失量推算的技术难题, 形成了井下煤层瓦斯含量直接快速测定方法与装置, 实现了煤层瓦斯含量的直接、准确快速测定, 是煤层瓦斯含量测定的发展趋势。

关键词：煤层瓦斯,含量测定方法

参考文献

[1]杨春发;冶金地质探矿工程发展概况[J];探矿工程 (岩土钻掘工程) ;1982年05期

[2]刘广志;试论《探矿工程学》的形成与发展[J];探矿工程 (岩土钻掘工程) ;1982年05期

矿井瓦斯超限的原因分析及防范对策 第8篇

1 矿井及工作面概况

1.1 矿井概况

义煤集团新安县郁山煤业有限公司 (以下简称郁山矿) 位于洛阳市新安县县城西南6 km的李村镇郁山村。矿井开采二叠纪山西组二1煤层, 煤种为瘦煤, 煤层厚度在0.5~8.0 m, 平均煤厚3.0 m。2013年核查矿井生产能力42万t/a, 矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。矿井开拓方式为斜井多水平上下山开拓, 走向长壁后退式开采方法, 全部垮落法控制顶板, 采煤方法为炮采。目前, 矿井采掘活动主要集中在二、三水平, 有2个采煤工作面 (23061采煤工作面和23071采煤工作面) 、2个煤巷掘进工作面 (33061回风巷和33061运输巷) 。

1.2 工作面概况

33061回风巷掘进工作面位于33采区下部以南。工作面设计长度为640 m, 现已掘进242 m, 工作面标高为-75 m, 对应地面标高+535~+575 m。煤层厚0.74~7.26 m, 平均煤厚4.5 m, 煤层倾角18°~21°, 平均20°, 煤层赋存不稳定且较为松软。基本顶为深灰色细砂岩, 直接顶为深灰色砂质泥岩和炭质泥岩互层, 极易冒落;底板为灰黑色页岩, 富含植物化石。工作面落煤方式为风镐配合手镐掘进落煤, 沿底板掘进 (留设1 m底煤) , 采用梯形工字钢对子棚支护, 棚距为600 mm;巷道上宽3.0 m、下宽4.6 m、巷高2.2 m, 净断面8.3 m2。工作面采用2台FBD№5.6/2×11 k W对旋式局部通风机供风, 压入式通风, 风量为240 m3/min。

2 事故经过及应急救援

2.1 事故经过

2015年4月28日四点班, 掘进队安排跟班队长、班长等人在33061回风巷掘进工作面进行掘进作业, 当班出勤17人, 任务是掘进进尺1.8 m, 架设3棚。15:50左右, 四点班人员到达掘进面, 首先进行质量验收和隐患排查。16:10左右, 人员分工开始作业, 跟班队长安排8人在作业处铺刮板机, 打注水孔, 架棚, 其余9人在巷道中后部干杂活。17:10左右, 完成注水工作, 然后开始打川楔掘进架棚, 19:20第1棚施工完毕。21:30左右, 第2棚施工完毕, 开始施工第3棚。首先打川楔控顶, 然后开始掘棚梁位置, 从两侧向中间挖掘;大约21:50, 中间剩余500 mm没有挖完, 前帮距右帮500 mm处顶煤漏落, 同时有2根木川楔被压断, 跟班队长立即组织人员补打川楔, 但不能有效控制顶部漏煤, 约5 min后, 工作面作业处瓦斯传感器开始报警, 跟班队长立即命令所有人员撤离, 并向矿调度室汇报。随后工作面回风巷瓦斯传感器也开始报警, 工作面回风巷瓦斯传感器曲线如图1所示。

2.2 应急救援

调度室接到汇报后, 立即启动应急预案, 并依次通知受影响区域的23061工作面、23071改造巷及23071回风巷修棚地点的跟班队长立即组织人员按避灾路线撤离、升井。2015年4月29日0:35左右, 井下受影响区域的131人全部安全升井。

3 瓦斯超限原因分析

3.1 直接原因

掘进工作面架棚作业时, 控顶措施执行不到位 (川楔打设密度不足, 当班现场架设第1棚只有3根川楔, 第2棚只有9根, 《义煤集团郁山煤业有限公司33061工作面回风巷掘进作业规程》规定顶煤松软时川楔间距为100 mm, 但现场川楔实际间距在200~700 mm) , 造成顶煤冒落后煤体中携带大量瓦斯瞬间涌出, 是造成此次瓦斯超限事故的直接原因。

3.2 间接原因

(1) 矿区范围内发育有F120、F32、F6、Fa、Fb、Fc等断层, 正是这些断层的存在, 破坏了郁山井田范围内二1煤层的连续性, 决定了井田范围内瓦斯赋存的不均衡性, 易出现瓦斯异常区[3];当掘进至242 m处时, 工作面遇地质情况发生变化, 煤层突然变厚、松软, 造成片帮、漏顶, 是诱发此次事故的客观原因。

(2) 现场备用材料不足 (2015年4月22日, 该掘进工作面复审意见中要求掘进工作面后20~30m范围内必须配备不少于50根木川楔, 而现场无木川楔, 只有30根铁川楔) , 施工当班工作面煤层突然变厚 (八点班半煤半渣) , 当班现场处置不当、应对不力, 是造成此次事故的主要原因。

(3) 注水孔未按设计施工, 现场施工与设计不符 (2015年4月21日, 矿通风部下发工程联系通知单, 要求掘进工作面中心注水孔深度不少于10 m, 但现场注水孔实际孔深只有3 m) , 瓦斯未得到有效释放, 是造成此次事故的另一主要原因。

(4) 矿井各级管理人员对瓦斯防治工作认识不到位, 是造成此次事故的重要原因。

4 防范对策

4.1 提高认识、加强管理

提高矿井各级管理人员对瓦斯危害性的认识, 牢固树立“瓦斯超限就是事故”的理念[4]。矿井瓦斯异常区严格执行《河南能源化工集团矿井瓦斯异常区管理规定 (暂行) 》 (河南能源[2015]261号) 等文件的相关规定, 加强现场工程质量管理及瓦斯管理工作, 认真落实瓦斯治理的相关措施。

4.2 补充参数、完善措施

(1) 尽快测定该区域的瓦斯压力、瓦斯含量、煤的坚固性系数等瓦斯基础参数, 为下一步采取有针对性的瓦斯治理措施提供依据。

(2) 依据测定的瓦斯基础参数、地质构造等实际情况重新制订该工作面瓦斯治理措施, 提出过地质构造带、煤厚变化区、应力集中区等针对性的瓦斯瓦斯治理措施。

(3) 加强顶板控制工作, 完善控顶措施, 遇到煤层松软、破碎及煤层变厚时必须坚持密布川楔, 超前控顶。

(4) 加强煤层深孔注水工作, 达到湿润煤体, 提高煤的塑性, 增加煤体黏结度, 改变煤层瓦斯动力活性, 使得湿润区域煤层支撑压力分布均匀, 降低煤体弹性潜能, 有利于瓦斯释放, 预防瓦斯灾害[5]。

(5) 该工作面执行超前钻探, 钻孔数量正前方至少2个, 巷道两侧各1个, 查清前方不低于60 m、巷道两侧不低于15 m范围内的地质构造及煤层赋存条件, 保留不低于30 m的钻探超前距。

4.3 健全机构、组建队伍

矿井应建立瓦斯治理的专门机构, 负责瓦斯治理工作, 引进相关专业技术人员, 同时组建瓦斯抽采、打钻队伍, 瓦斯异常区配备专职瓦斯检查工、防突效检工和视频监控系统值班人员等。

4.4 引进装备、加强培训

加强地质预报工作, 配备必要的钻探工具, 及时掌握煤层变化情况;加强瓦斯抽采工作, 建立井下33采区瓦斯抽采泵站;建立矿井打钻地点视频监控系统。加强防瓦斯、防突知识培训工作, 提高职工安全责任意识及事故超前防范意识, 利用专题会、班组学习日和班前会, 宣贯瓦斯治理、避灾自救等常识。

5 结语

针对33061回风巷掘进工作面掘进期间遇到的地质构造变化、瓦斯涌出异常的情况, 采取有针对性的防范对策以后, 该工作面作业处瓦斯浓度稳定在0.1%~0.2%, 工作面回风瓦斯浓度稳定在0.2%~0.3%, 确保了工作面的安全掘进, 真正实现了瓦斯“可防、可治、可控”和矿井的安全生产。

参考文献

[1]魏建平, 温志辉.新安煤田煤与瓦斯突出特征及控制因素分析[J].河南理工大学学报:自然科学版, 2007, 26 (6) :613-614.

[2]闫刘强, 潘峰.新安煤田瓦斯抽采存在问题及改进措施[J].中州煤炭, 2014 (9) :48-49, 58.

[3]张明禄, 刘德成.瓦斯异常区治理有效性评价方法研究与应用[J].矿业安全与环保, 2015 (5) :32.

[4]国家煤矿安全监察局.煤矿瓦斯治理经验五十条[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

废弃矿井瓦斯抽采现状分析与探究 第9篇

煤炭“黄金十年”期间的高强度开采导致资源枯竭矿井不断增加, 造成煤炭产能严重过剩, 而国务院提出的提质增效、降低成本, 也导致废弃矿井数量呈增长趋势, 废弃矿井的瓦斯抽采利用在“十三五”期间成为瓦斯抽采利用的热点。据统计, 2015年全国有1.08万处煤矿, 比2005年减少1.22万处, 比1997年7.12万处。减少的废弃矿井有一个共同的特点:矿井多、规模小、区域性差异大。未来一段时间, 煤炭资源开采枯竭的大型煤矿和技术落后的小型煤矿都将面临停产、停矿的问题。

据统计, 2005年我国瓦斯抽采量由22亿立方米, 到2015年增长为180亿立方米。预计到2020年, 我国停矿关闭的废弃矿井将近1000个, 瓦斯抽采量也会更多。

2 国内外在废弃矿井瓦斯抽采领域的技术状况

鉴于各地区的区域不同, 煤层气气源、分布等条件不同, 勘探技术和开采技术不同, 各地区可采取不同的模式与发展策略。

2.1 废弃矿井瓦斯抽采的技术现状

目前, 国内煤矿技术水平层次不一, 煤炭储量少, 许多煤矿采用人工开采、炮采情况仍有存在, 机械化程度低, 这样就存在重大安全隐患。此外我国的瓦斯监测监控设备技术不够先进, 测量数据精准度欠缺, 比国外先进设备的稳定性、可靠性较低, 对未知储量预测性的准确率仍有偏差。

2.2 废弃矿井瓦斯抽采的技术应用

我国废弃矿井地质条件较复杂, 煤层透气性系数低、瓦斯抽采困难。而且瓦斯抽采项目设计、生产运行、污染控制等一系列技术规范和工艺流程还不成熟, 需要进一步加强科技攻关。当前常规瓦斯抽采直井存在单井产量不高、瓦斯浓度低等问题, 同时由于矿井的关闭, 井下施工条件更差, 难以实施井下抽采钻孔。为了解决瓦斯气抽采能力, 并提高单井产气量, 目前可采用地面复合L型水平井辅以重复脉冲强冲击波煤层增透技术。

2.3 国内外在废弃矿井瓦斯抽采的技术状况

目前, 我国与国外发达国家进行多次合作, 在与欧盟、亚太经合组织、国际能源署、世界银行、亚洲开发银行以及英国、澳大利亚、日本等十几个国家的政府机构和国外公司合作完成的一批合作项目中, 积累了丰富的实战经验, 并在政策制定、技术研究和资源评估预测方面积累了相关资料, 为后续开发利用储备力量。

在国外, 早就意识到节能环保的重要性, 关闭火电等高污染型企业。德国, 1998年研发废弃矿井的瓦斯进行抽采, 目前采用无人值守式的发电项目。英国, 废弃煤矿瓦斯储量丰富, 英国煤矿瓦斯公司Alkane从1994年开始废弃矿井煤矿瓦斯利用项目研究, 截止2014年, 已运营了25个废弃矿井煤矿瓦斯利用项目, 其中发电装机容量14万千瓦。

此外, 国外废弃矿井煤矿瓦斯利用发展速度快, 其主要原因在于政府支持力度大, 如:德国《可再生能源法》将废弃煤矿瓦斯列为可再生能源, 补贴达到0.4欧元/千瓦时;英国瓦斯供暖发电厂享受6.6%~7.7%固定退税率等。我国要快速发展, 同样离不开政策的多方支持。

3 废弃矿井瓦斯抽采利用的经济潜力及前景分析

开发利用国内采空区瓦斯是大势所趋, 英国和德国在废弃煤矿瓦斯开发利用方面积累了丰富的经验, 成功开发了多个商业化项目。我国废弃矿井瓦斯储量丰富, 技术不够成熟, 但后期的发展空间很大。

同时, 煤层气行业也是清洁能源发展的一部分, 从减排的角度来看, 清洁发展机制 (CDM) 发展和交易, 也会为企业带来环保及经济效益的双赢收益。

4 结语

在国家政策激励下, 我国煤层气资源开发:“十一五”实现商业化;“十二五”实现产业化;“十三五”将逐步形成废弃矿井煤层气抽采利用的规模化、商业化发展战略。当前, 应深入、详细调研我国废弃矿井矿井瓦斯抽采现状, 优选1~2个地区建设示范矿井, 出台优惠扶持政策, 鼓励开展废弃矿井瓦斯抽采, 以实现矿区绿色发展, 国家节能环保发展。

参考文献

[1]叶建平, 陆小霞.我国煤层气产业发展现状和技术进展[J].煤炭科学技术.2016.44 (1) .

矿井瓦斯数据分析 第10篇

煤层瓦斯抽放一般是指利用瓦斯泵或其他抽放设备, 抽取煤层中高浓度的瓦斯, 并通过与巷道隔离的管网, 把抽出的高浓度瓦斯排至地面或矿井总回风巷中。目前认为, 煤矿瓦斯抽放不仅是降低矿井瓦斯涌出量, 防止瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出灾害的重要措施, 而且抽出的瓦斯还可变害为利, 作为煤炭的伴生资源加以开发利用。因此, 从上世纪50年代起, 世界上各主要产煤国对煤矿的瓦斯抽放甚为重视, 使瓦斯抽放工作得到了较快的发展。

近年来, 随着煤矿开采深度增大和开采强度的提高, 矿井瓦斯涌出量增大, 抽放瓦斯更显得重要了。但是在我国的很多煤矿中, 抽放瓦斯的效果并不是很好。为此, 通过分析对比一些煤矿的瓦斯抽放情况, 找出影响瓦斯抽放效果的因素, 并提出相应的改进措施, 为更好抽出瓦斯服务。

1 影响瓦斯抽放效果的因素

我国的矿井瓦斯抽放率普遍不高, 使矿井的安全面貌得不到应有的改善, 矿井的生产能力得不到充分发挥, 而且影响了矿井的投资效益。通过对阳泉、抚顺、铁法和淮南等矿区的抽放情况对比分析, 总结出影响抽放率低的原因主要有[1]:

(1) 抽放方法比较单一。我国矿井的瓦斯来源除主要来自邻近层、开采层外, 还来自采空区和围岩。开采煤层群时, 邻近层涌入开采层工作面的瓦斯常常占到该工作面瓦斯涌出的60%以上, 对安全生产威胁很大, 所以对抽放邻近层瓦斯十分重视, 临近层抽放方法得到广泛的应用。另外, 有的矿井常常忽视对开采层、采空区及围岩瓦斯的抽放。对于近距离煤层群, 解放层开采后, 邻近层的卸压瓦斯, 往往来不及抽放就大量、快速涌入开采层工作面, 仅用钻孔法抽邻近层瓦斯往往得不到应有的抽放效果, 此时往往需要采用增加巷道抽放等综合抽放方法来提高瓦斯抽放效果。

(2) 抽放参数不适宜。在诸多的抽放参数中, 钻孔工程量对矿井瓦斯抽放率影响较大, 而目前尚未引起人们足够的重视。我国大多数矿井抽放瓦斯的目的是解决井下采掘面、回风巷瓦斯浓度不超限, 没有把它当作一种宝贵能源来开发, 故对抽放钻孔工程量控制较严, 以减少生产费用。由于抽放钻孔不足影响了抽放范围, 也影响到钻孔的合理布置。

(3) 抽放设备能力不足, 不配套。目前, 我国缺乏高效率的钻机、钻具, 抽放泵性能也满足不了设计、生产要求, 所以钻孔参数往往不是以设计为主来确定, 而是以钻孔、抽放泵的能力来确定。如抽近距离邻近层瓦斯, 需要密集布孔, 但目前多数矿井的钻机钻具在性能、效率、速度方面都难于符合要求。设计的钻孔参数常常因钻具、抽放设备能力不足、不配套而不得不根据实际而有所削减, 不然会影响到抽放效果。

(4) 抽放时间不充分。不同的抽放方法, 钻孔有不同的最佳和有效抽放时间, 在这段实践内, 抽放的瓦斯量大、浓度高, 之后逐渐衰减到无抽放价值而停抽。但在我国一些矿井中, 因抽放巷道层位布置不当, 受采动影响大, 巷道维护困难而缩短了钻场、钻孔和抽放管路系统的服务时间, 有的矿井掘、抽、采的关系失调, 不等到应有的抽放时间就回采, 使钻孔失去了最佳抽放和有效抽放时间, 导致抽放率不高。

(5) 抽放范围的影响。我国对多数矿井把抽放瓦斯的范围局限于抽邻近层和开采层、抽回采面、抽主采层和有突出危险的煤层。忽视了对采空区、掘进面 (特别是厚煤层掘进面) 、含有瓦斯的围岩及主采层突出层以外的煤层抽放。

(6) 封孔质量的影响。据原苏联资料, 进入抽放系统的空气有80%以上是通过钻孔吸入的, 如果钻孔空气的吸入量减少1/2~1/3, 钻孔的瓦斯量可望增加1.5~2倍。因此国外很重视封孔质量, 材料、长度都作了明确规定, 如封孔材料要求用聚胺脂, 封孔长度规定为10~15 m。我国矿井目前封孔材料多用水泥砂浆, 封孔长度一般未超过5 m, 其封孔质量与国外相比尚存在一定差距。

(7) 煤层透气性的影响。国内一些抽放率不高的矿井, 其煤层透气性都比较差, 提高这类矿井的瓦斯抽放率, 要采取加大煤层透气性的措施, 如水力割缝、水力压裂、深孔爆破等, 对于不同的瓦斯地层, 各种方法的效果也不尽相同。

2 提高矿井瓦斯抽放率的途径[2]

针对我国矿井抽放率低的原因, 采取适当的措施提高矿井的瓦斯抽放率, 不仅是矿井安全生产的要求, 而且也是降低抽放成本, 提高抽放效益的需要。为了提高我国矿井瓦斯抽放效果, 国内的科研、高校、设计、生产单位等, 从不同的方面开展了很多项研究, 取得了可喜的成果。

2.1 合理选择抽放方法

合理选择抽放方法是提高抽放效果的关键, 选择抽放方法应深入分析煤层赋存条件、瓦斯来源及涌出规律、开采布置及开采程度、瓦斯利用前景等。按照瓦斯来源可以分为本煤层抽放瓦斯和临近层抽放瓦斯;按抽放与采掘的时间配合可以分为预先抽放煤层瓦斯、边采边抽放瓦斯、采空区抽放瓦斯三类;按照抽放工艺可以分为钻孔抽放瓦斯、巷道抽放瓦斯、钻孔巷道混合抽放瓦斯、老空区密闭抽放瓦斯和地面钻孔抽放瓦斯。不同煤矿的现场条件, 采用抽放方式也会有很大的不同。一般来说, 选择抽放方法和形式的时候, 要考虑瓦斯来源、煤质状况、采掘因素、时间配合和抽放工艺等因素。其总的原则是:

(1) 如果瓦斯存在于开采层本身, 即可以采用钻孔或巷道预抽形式直接把瓦斯从回采层中抽出。

(2) 如果瓦斯主要存在于开采煤层的顶、底板邻近煤层内, 可以采用顶底板煤岩中的巷道, 打一些穿至邻近煤层的钻孔将临近层瓦斯抽出。

(3) 如果在采空区或废弃巷道内有大量的瓦斯涌出, 即可以用采空区抽放形式加以消除。

(4) 如果在煤巷掘进时就已遇到严重的瓦斯涌出, 而且难以用通风方法克服的时候, 则需要采用在掘进工作开始前的钻孔预抽或巷道边掘边抽的方法加以解决。

(5) 如果煤层的透气性差, 利用钻孔或巷道又不易直接抽出瓦斯, 掘进时瓦斯也不大, 而在回采的时候却有大量的瓦斯涌出时, 则需采用边采边抽, 深孔爆破、大直径密集钻孔以及认为的可以改变煤层透气性等方法加以解决。

2.2 选择合理的抽放参数

(1) 钻孔直径。钻孔直径的大小对抽放瓦斯有一定的影响。大直径孔的瓦斯抽出量远远大于小直径孔, 而且有较长的稳定时间。但是大直径孔在使用上有它的局限性, 特别是在岩石巷向煤层中打钻孔抽放时就更加难于施工。

(2) 钻孔长度。对于开采层瓦斯抽放钻孔的长度越大, 露出煤面越多, 瓦斯涌出量越大, 抽放效果越好;对于邻近层瓦斯抽放, 钻孔一般要穿过所要预抽的煤层, 而钻孔中瓦斯成分与钻孔长度没有多少关系, 但它受钻机设备和打钻技术的影响, 考虑打钻效率和打钻质量, 钻孔长度一般大于60 m。

(3) 钻孔角度。抽放本煤层瓦斯的时候, 布置钻孔的角度应注意以下几个方面: (1) 由于深部煤层的瓦斯含量比较大, 瓦斯向上流动, 所以下向式钻孔瓦斯量较大, 可以加速瓦斯排放。但下向孔中易积水, 对瓦斯涌出有一定的阻力, 且打钻施工比较困难。 (2) 上向式钻孔内不会积水, 瓦斯涌出量也比较均衡, 但在相同条件下比下向孔略小。 (3) 水平钻孔处于上述两种方式之间, 可以克服上向孔和下向孔的缺点, 是目前矿井预抽瓦斯的主要形式。

(4) 钻孔间距及钻孔数目。由实验表明, 钻孔间距减小, 在一个钻场内的钻孔数目增加瓦斯抽出量也在增加, 同时每个单孔的抽出量减少。钻孔数目越多, 瓦斯量衰减越快, 钻孔数目减少, 瓦斯量衰减越慢。所以, 如果有较长的抽放时间, 孔数可以少些, 如果抽放时间较短, 孔数可以多些, 但孔数多了, 又不经济, 因而要针对采区的实际条件, 瓦斯储量的大小, 要求的抽放率来决定。另外, 对于钻场间距的确定, 主要是抽放时间的长短, 抽放负压的高低, 煤层透气性和瓦斯含量的大小。在抽放时间不变的情况下, 它随开采深度的逐步延深, 瓦斯含量的逐渐增加, 钻场间距应逐渐缩短。

(5) 抽放负压。瓦斯抽放泵能力、运转特性与负压对抽放效果有很多影响, 抽放负压越大, 抽放量越大, 但当负压到一定程度后, 抽放效果就不会明显增加, 有时反而会影响抽放效果, 要根据具体情况确定。目前的封孔技术条件不适应高负压抽放, 负压过高会导致漏气、降低抽出瓦斯浓度和抽放效果, 因此, 一般采用6.66~26.66 k Pa的负压进行抽放。

2.3 选择合理的钻孔布置方式

一般来说, 对于钻孔抽放, 钻孔的布置形式可以分为穿层钻孔形式和顺层钻孔形式:

(1) 穿层钻孔形式。其适用条件是煤层具有很好的透气性;且具有一定的倾斜较大的中、厚煤层;有可容许的抽放时间。这种形式钻场是布置在煤层顶底板的岩巷或者煤巷中, 由钻场打钻贯穿煤层, 由于钻孔与煤层层理面垂直, 瓦斯易于沿层理流入钻孔, 有利于提高抽放效果。

(2) 顺层钻孔形式。其适用条件是煤层透气性小, 但有抽放可能;煤层赋存稳定、地质变化小;煤层是较薄及中厚煤层。这种钻场是设在工作面顺槽或者开切眼内, 平行或者垂直工作面扩大顺层钻孔, 由于钻孔与层理面平行, 层理裂隙不易沟通, 影响抽放效果, 同时由于打钻开孔位置在煤层, 封孔不易保持严密, 也影响抽出瓦斯浓度。

实践表明, 本煤层瓦斯抽放中, 由于交叉布孔施工简便, 成本低, 抽放瓦斯浓度高, 交叉布孔比平行布孔提高瓦斯抽放率30%左右, 瓦斯抽放量可以提高0.46~1.02倍。为此一般在本煤层抽放时, 采用孔网布置的方式来增大煤层的透气性, 提高抽放效果。

2.4 选择合理有效的钻孔封孔方式及材料

现在煤矿采用的封孔方法有橡胶圈封孔器、水泥砂浆机械式封孔和聚氨酯封孔等方法。由于聚氨酯泡沫塑料封孔法封孔, 受压变形不破坏, 在动压地带和长期抽放瓦斯具有独特的优越性, 特别是对深封孔, 更为便利、更能保证质量, 所以应用前景很好。

2.5 其它途径

(1) 扩大抽放范围。扩大抽放范围一是要合理增加钻孔数目来扩大抽放面积, 二是要增加抽放煤层及抽放区域。

(2) 提高煤层透气性。煤层透气性是煤层对于瓦斯流动的阻力, 通常用透气性系数来表示。透气性系数越大, 瓦斯在煤层中流动越容易, 瓦斯含量就少;反之, 瓦斯易于保存, 煤层瓦斯含量大。

(3) 采用综合抽放方法。随着煤矿机械化水平的提高, 开采强度的大幅度提高, 开采后邻近层、采空区等的瓦斯涌出量也急剧增加, 有的工作面瓦斯涌出量超过100 m3/min, 这样大的瓦斯涌出量, 使用原有单一的抽放方式、方法已不能消除工作面的瓦斯威胁。为了实现高产高效矿井的安全生产, 要求抽放瓦斯技术有一个新的突破, 所以综合抽放方法已经是矿井进行瓦斯抽放的一个趋势。

3 结语

目前, 虽然我国各个矿区的实际情况有所不同, 但影响瓦斯抽放效果的也无外乎上面介绍的那几种情况, 所以当一个煤矿的瓦斯抽放效果不好时, 就可以把本矿的实际情况和上述的影响因素进行逐一对比, 找出最主要的影响因素, 并根据本文介绍的方法对现有的抽放方式进行改进, 如果各项工作确实都做到了位, 那么该矿井的瓦斯抽放率将会得到很大的提高。

参考文献

[1]姚尚文.改进抽放方法提高抽放效果[J].煤炭学报, 2006, 12 (6) :721-726.

加强矿井瓦斯管理实现煤矿安全生产 第11篇

【关键词】矿井瓦斯管理；安全生产

1.掘进工作面发生瓦斯事故的原因

1.1掘进工作面没有完整的通风系统，不能形成全风压通风，靠的是局部通风机通风。倘若管理不善，随意停开，或因通风机产生故障停止运转，或无计划停电，都会造成工作面停风，都会引起瓦斯积聚。

1.2巷道布置不合理，通风系统不稳定，可靠性差，导致风流率乱，瓦斯积聚。

1.3由于矿井生产布局和通风系统不合理，通JxI设施较多，系统稳定性差，造成掘进工作面瓦斯积聚，形成瓦斯事故。一旦发生爆炸事故，波及范围广，影响面大。

1.4局部通风机安设位置不符合《煤矿安全规程》规定，造成循环风，使掘进进工作面风流污染，瓦斯浓度过高不易冲淡和排除，形成积聚。

1.5风筒管理不善，接头不严密、挂破未及时缝补或缝补不好，漏风严重；吊挂不平直、拐弯过多或风筒末端距工作面较远，超过了出风流的有效射程等，都会使掘进工作面风量不足，不能把掘进工作面及附近涌出的瓦斯及时冲淡与排除，造成瓦斯积聚。

1.6风机选择不当或局部通风机陈旧。不完好、效率低等，使供风能力不足，造成掘进工作面风量不够，形成瓦斯积聚。

1.7瓦斯地质工作跟不上，缺乏超前防范煤与瓦斯突出的措施和能力，对煤层地质构造和瓦斯赋存情况不清，预报不准，结果在掘进施工过程中会突然遇到地质条件变化、掘进面瓦斯涌出异常情况，造成突出事故。

1.8安全意识薄弱，现场管理不严，造成工程质量低下；违章指挥、违章作、敝空班漏检、弄虚作假或瓦斯超限作业，其结果是隐患不能及时发现和排除；为赶任务和进尺，不惜在瓦斯积聚的情况下冒险蛮干、超限作业而造成瓦斯事故。

2.矿井瓦斯管理的基本原则

根据平煤集团公司及我国主要矿区的实践经验，矿井瓦斯管理可概括为以下三个基本原则。

矿井瓦斯分级管理：《煤矿安全规程》140条规定：一个矿井中，只要有一个煤（岩）层发现过瓦斯，该矿井即定为瓦斯矿井，并依照矿井瓦斯等级的工作制度进行管理。因此，矿井瓦斯分级管理是矿井瓦斯管理是矿井瓦斯管理首要原则。

矿井瓦斯分源治理：根据各种瓦斯来源在矿井瓦斯涌出量中所占的比重及其涌出规律而采取相应的技术管理措施，称为矿井瓦斯分源治理，它也是矿井瓦斯管理的重要原则。

矿井瓦斯综合治理：实践证明对矿井瓦斯必须从通风管理、机电设备的防爆管理、火药和放炮管理、火区管理、隔爆设施管理、瓦斯监测、瓦斯抽放及瓦斯排放管理等多方面和多环节上齐抓共管，实行综合治理，才能有效地防治瓦斯灾害。矿井瓦斯的综合治理，包括对矿井瓦斯采取一般的管理措施和某些特殊管理措施。

矿井瓦斯管理的基本手段是从防止瓦斯积聚、防止瓦斯引燃和防止瓦斯灾害扩大等三个方面，采取必要的措施，消除矿井瓦斯灾害形成的条件，以达到煤矿安全生产的日的。

3.矿井瓦斯的综合治理

抽放瓦斯是消除矿井瓦斯事故和瓦斯突出的一项根本性的战略措施，同时也是瓦斯资源利用的重要手段。要依据抽放条件，选择抽放方法，要加强抽放工作的管理，提高瓦斯抽放率。

对于局部瓦斯积聚的巷道，必须制定严密的安全技术组织措施，进行瓦斯排放。瓦斯排放必须按照原煤炭工业部的有关规定，实行分级管理，严禁“一风吹”，确保排出风流和全风压风流混合处的瓦斯浓度不得超过1.5%，要做好瓦斯排放措施的制定、贯彻、落实和监督检查工作。

加强盲巷管理。盲巷往往是瓦斯事故的严重隐患，必须从设计施工两方面严格把关，尽可能杜绝盲巷的出现。一旦出现盲巷要及时设置栅栏或封闭，要建立自巷台帐，加强对盲巷的检查、监督和处理。

加强掘进巷贯通管理。掘进巷道贯通时，由于管理不当往往造成瓦斯或其它事故，必须制定巷道贯通的专项安全技术措施，确保施工安全。要严格执行每炮要检查被贯通巷道内瓦斯浓度的制度，防止瓦斯爆炸事故。贯通之后，要进行风流调整，保证有足够的风量，瓦斯浓度保持在1%以下时，方可恢复工作。

加强矿井瓦斯监测设备和仪表管理。目前，我国大多数矿区已逐步装备自动化的瓦斯监测设备和普及使用各种型号的便携式瓦斯检测仪表，加强瓦斯监测设备和仪表的管理，提高使用率，充分发挥其效能，才能有效地防止瓦斯事故的发生。要加强设备和仪表的安装、调试和维修工作，配备必要的人员和管理人员，建立有关的台帐、记录和报表制度，及时进行井下监测装置及器件的检查、更换、推移和维护。

加强通风瓦斯管理，建立健全通风瓦斯管理制度，切实落实“一通三防”责任制，严格执行“一炮三检”的制度，保证通风系统安全可靠、稳定合理和掘进面量充足，坚决杜绝超通风能力生产及掘进和瓦斯超限作业。

高瓦斯、突出矿井应做到掘进安全技术装备系列化，如高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井的掘进工作面，局部通风机供电要实行“三专”（专用变压器、专用电缆、专用开关）、“两闭锁”（风、电瓦斯闭锁），要安设运行状态监视装置，双风机双电源供电，加强瓦斯检查管理，防止漏检而出现瓦斯问题。

4.结束语

矿井瓦斯数据分析 第12篇

山西泽州天泰岳南煤业有限公司结合实际煤层赋存状况, 对比分析两种不同开采方法的矿井瓦斯涌出量, 得出有利于矿井瓦斯治理的合理开采方法。

1 矿井概况

山西泽州天泰岳南煤业有限公司设计生产能力120万t/a, 目前有两种开采方案:第一种是只开采9号煤层, 煤层瓦斯含量取4.27 m3/t, 产量3 636 t/a;第二种是9号和15号煤层联合开采, 9号煤层瓦斯含量取4.27 m3/t, 15号煤层瓦斯含量取4.76 m3/t[1]。

残存瓦斯含量取值为:9号煤层为1.83 m3/t, 15号煤层为1.15 m3/t[2,3]。

9号煤层开采层厚度1.09 m, 15号煤层为3.19 m[2,3]。

矿井第一种开采方法为:布置2个9号煤层综采工作面和4个9号煤层综掘工作面。第二种开采方法为:布置1个9号煤层综采工作面和1个15号煤层综采工作面;同时布置2个9号煤层综掘工作面、2个15号煤层综掘工作面, 采掘比为2∶4。按矿井生产能力为120万t/a计算, 9号煤层综采工作面产量为800 t/a, 15号煤层综采工作面产量为2 680 t/a。9号煤层回采工作面长度150 m, 采高1.09 m, 回采率97%。15号煤层工作面长度180 m, 采高3.19 m, 回采率95%, 巷道瓦斯预排等值宽度均取10.5 m;巷道断面内暴露煤面的周边长度9号煤层取2.18 m, 15号煤层取6.38 m;煤中挥发份含量:9号煤层取12.52%, 15号煤层取12.78%;煤的视密度:9号煤层为1.43 t/m3、15号煤层为1.42 t/m3;生产采区内采空区瓦斯涌出系数及已采区采空区瓦斯涌出系数均为1.25。

2 瓦斯涌出量预测及对比分析

2.1 回采工作面瓦斯涌出量预测

2.1.1 工作面瓦斯来源分析

回采工作面瓦斯涌出来源如图1所示。

2.1.2 回采工作面瓦斯涌出量预测

回采工作面的瓦斯来源分为二处, 一处是主要取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源, 另一处是主要取决于邻近层、围岩及工作面顺槽煤壁瓦斯涌出量。根据AQ1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》的计算方法, 其计算式为:

式中:q采为回采工作面相对瓦斯涌出量, m3/t;q1为开采层相对瓦斯涌出量, m3/t;q2为邻近层相对瓦斯涌出量, m3/t。

式中:K1为围岩瓦斯涌出系数, 取值范围为1.1~1.3 (全部陷落法管理顶板且碳质组分较多的围岩取1.3, 局部充填法管理顶板取1.2, 全部充填法管理顶板取1.1, 砂质泥岩等致密性围岩取值可再偏小) ;K2为工作面丢煤瓦斯涌出系数, 用回采率的倒数来计算;K3为采区内准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数;m为开采层厚度, m;M为开采层工作面采高, m;W为煤层瓦斯含量, m3/t;Wc为运出矿井后煤的残存瓦斯含量, m3/t;Wi为第i个邻近层煤层瓦斯含量, 如无实测值可参照开采层选取, m3/t;Wci为第i个邻近层煤层残存瓦斯含量, 如无实测值可参照开采层选取, m3/t;mi为第i个邻近层煤层厚度, m;Ki为第i个邻近层瓦斯排放率, %;L为工作面长度, m;h为巷道瓦斯预排等值宽度, m。

2.2掘进工作面瓦斯涌出量预测

掘进工作面的瓦斯主要来自煤壁和落煤两部分, 其计算公式为:

式中:q掘为掘进工作面绝对瓦斯涌出量, m3/min;q3为掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量, m3/min;q4为掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量, m3/min。

式中:D为巷道断面内暴露煤壁面的周边长度 (对于薄及中厚煤层的D值为2倍开采层厚度, 对于厚煤层的D为2倍巷道高度与1倍宽巷道宽度之和) , m;v为巷道平均掘进速度, m/min;q0为煤壁瓦斯涌出初速度, m3/m2·min;L为掘进巷道长度巷道长度, m;S为掘进巷道断面积, m2;γ为煤的视密度, t/m3;Vdaf为煤中挥发分含量, %。

2.3矿井瓦斯涌出量

根据前面的公式计算出两种不同开采方法下回采工作面、掘进工作面、采区瓦斯涌出量及矿井瓦斯涌出量, 其计算结果如表1所示。

2.4 瓦斯涌出构成分析

由岳南煤业公司瓦斯涌出量的预测结果可知, 该公司矿井瓦斯来源由回采工作面 (包括围岩及邻近层) 的瓦斯涌出、掘进工作面的瓦斯涌出和老采空区 (包括生产采区内采空区和已采采区内采空区) 的瓦斯涌出构成。在实际生产过程中, 各瓦斯源涌出瓦斯量所占组分与矿井的实际开采深度、开采煤层赋存、矿井的生产接续布局情况及采掘强度大小等有很大的关系。

对前面的岳南煤业公司矿井瓦斯涌出量预测结果进行比较计算分析, 可以得出岳南煤业公司矿井瓦斯涌出量构成, 如表2所示。

由表2可知, 山西泽州天泰岳南煤业有限公司单一开采9号煤层与9号和15号煤层联合开采相比, 矿井绝对瓦斯量减小35.8%, 回采工作面瓦斯涌出量在矿井瓦斯涌出量所占比例变化不大, 均在47%左右;但是采用联合开采与单一煤层开采相比, 矿井瓦斯绝对涌出量却增加约31.3%, 掘进工作面瓦斯涌出量也增加约156.6%, 联合开采老空区绝对量也增加15.5%。因此, 该煤业公司采用单一煤层开采更有利矿井瓦斯治理, 更有利于矿井安全高效。

参考文献