瓦斯与煤层气

2024-06-04

瓦斯与煤层气（共10篇）

瓦斯与煤层气篇1

0 引言

山西是中国煤炭大省,煤炭资源储量丰富、分布广泛、煤质优越、品种齐全。全省含煤面积6.2×104km2,占国土面积的40.4%。近年来,随着综合机械化设备和高产高效开采工艺推广,山西省乃至全国可采的优势煤资源储量越来越少,煤炭开采环境日益复杂,五大灾害日益严重,尤其是瓦斯,原为低瓦斯或没有瓦斯突出危险的矿井,瓦斯涌出量急剧增大,使之变成高瓦斯煤矿和煤与瓦斯突出矿井。瓦斯涌出的预测已成为治理措施的重要技术环节。作者结合多年一线工作经验对瓦斯治理的相关理论进行了归纳总结。

1 煤层瓦斯赋存状态与垂直分带

瓦斯主要贮存煤体中,其赋存状态主要有游离状态和吸附状态,赋存的量和瓦斯在煤层中的含量有直接关系。瓦斯含量的多少直接关系到煤矿瓦斯灾害的危险程度和灾害发生频率。煤矿瓦斯赋存状态经多年发展,分源预测法在众多瓦斯涌出量预测方法中得到广泛应用,是研究瓦斯的重要理论之一。

1.1 煤中瓦斯赋存状态

原岩应力状态下,煤层未受到采动影响,煤体内游离态、吸附态瓦斯进行布朗运动,总体保持动态平衡。工作面回采时,动态平衡受采动影响被打破,煤体由三向受力变为两向受力状态,其内部瓦斯所受压力不均,同时,受冲击、振荡等外力等采掘活动的影响,采场内温度随增高或降低,致使煤体内瓦斯频繁活动而产生新的状态。

1.2 煤层瓦斯的垂直分带

瓦斯分布特征是预测煤矿瓦斯涌出量的基础,研讨煤层瓦斯的垂直分带对瓦斯涌出量预测和治理具有重要的现实意义。瓦斯垂直分布带如图1所示。由图可知,当煤层敞露或由第四系透气性较好的冲积层覆盖时,其内部瓦斯在地质作用下向上渗透,大气中空气向下渗透至煤体中。在瓦斯和空气两者的相互作用下,煤体内瓦斯呈垂直分布。因此,煤体内瓦斯主要由CH4、N2和CO2等组成,其垂直分带主要由瓦斯区和瓦斯风化带两个区域组成。

2 煤层孔隙特征

煤是由大孔和微孔两大吸附系统组成的双重孔隙介质,其吸附特性决定了煤体可以吸附游离态和吸附态的瓦斯。通过X光谱衍射系统的分析,发现煤基质由大量微孔结构和天然裂隙网络大孔组成。煤体内存在垂直(接近垂直)与正交(接近正交)的端割理和面割理,其使得煤体内有微孔结构发达,致使煤体体表面积较大,煤岩体内赋存的瓦斯藏身于这些微孔结构之中。

2.1 煤的孔隙特性

煤的孔隙结构是瓦斯贮存、运移的场所、通道。已有研究表明煤体渗透系统由裂隙、可视孔、大孔、中孔和小孔等部分组成,而吸附系统主要由微孔组成。煤体内瓦斯以游离态煤体渗透系统是煤体内游离态瓦斯的贮存场所,符合普适气体定律。

2.2 煤孔隙特征的影响因素

地应力、煤的破坏程度和煤的变质程度是影响煤体孔隙特征的主要因素。a)地应力和煤层埋深呈线性递增,其大小直接决定煤体的孔隙特征。地应力由压应力和拉应力组成,其表现为压应力时,煤体渗透容积变低;表现为拉应力时,煤体孔隙张开,渗透性增加,即煤的渗透容积和地应力呈反比;b)煤的破坏程度主要和地质活动及采掘活动有关,其与渗透容积呈正比,但其对孔隙影响微乎其微,可以忽略;c)不同类型的煤级和总孔体积成反比,随着煤变质程度的增加,总的孔体积减小,最小的是贫煤级,其次是炼焦煤,最大的无烟煤。已有研究表明,瓦斯抽放技术通过降低地应力、增大煤体孔隙率,是一种区域主动治理瓦斯的最行之有效的方法。

3 煤层瓦斯含量

煤对瓦斯的吸附主要由吸收、物理吸附和化学吸附等三部分组成,其为一种界面现象。按照分类煤对瓦斯的吸附附属范德华力的范畴,是一种物理吸附,煤体吸附瓦斯的过程是一个瓦斯解析量和吸附量相当的可逆过程。吸收状态煤气,使煤炭气体分子和分子晶格彼此相互作用以形成固体溶液状态,这是吸附瓦斯外的另一个重要过程。

吸附是界面现象的重要组成部分,目前关于吸附的方法、模型、机理和吸附特性的研究成果颇丰。随着时代发展,吸附应用的化学工程、应用化学和煤化工等领域也不断扩展和深化,关于吸附的研究也不断完善和发展。目前,关于煤体吸附瓦斯的模型主要有单分子层模型、佛洛蒂经验吸附模型、博兰尼吸附势理论模型、朗格缪尔单层吸附模型和BET多分子层吸附模型。上述实验模型中煤的温度和吸附实验温度主要集中在10℃~50℃,这是因为CH4的临界温度为82.6℃,这样使得瓦斯的吸附实验不易出现多层吸附;煤体孔隙结构发达,孔隙尺寸分布不均匀,这在一定程度上决定了瓦斯的吸附不是微孔填充吸附,而是单分子层吸附。已有研究证明,朗格缪尔方程是描述煤吸附CH4的最佳方式,其使用方便,外观参数形式简单,物理意义明确。

4 煤层瓦斯流动基本规律

原岩应力状态下,煤层中瓦斯处于动态平衡,随着回采工作面的开采、掘进工作面开拓和钻探等工作的进行,煤体中以承压状态赋存的瓦斯初始状态发生改变,内部瓦斯由高压区域涌向低压区域。相关研究表明,煤体作为多孔介质与瓦斯的流动、赋存状态有千丝万缕的关系。基于此,本文将瓦斯的流动视为多孔介质内气体的流动。

4.1 瓦斯在煤层中流动的基本规律

瓦斯在孔隙结构中流动属于扩散运动,在系统中流动多为层流运动。

a)扩散运动。扩散运动是分子之间的由高浓度至低浓度自由运动至平衡的一种物理现象。使用精密光学仪器研究煤体内部结构发现,煤体内孔隙体系主要由多微孔组成,当微孔孔径大于1μm时,瓦斯气体开始自由移动;

b)层流运动。层流运动是孔孔径大于1μm时,瓦斯在孔隙运移的一种形式。其可分为非线性和线性渗透,根据实验室和现场测量,当煤体渗透率较低时,瓦斯在煤层中的流动速度慢,运移距离短,属于层流流动范畴,符合达西定律。

4.2 煤层瓦斯流动的基本参数

煤层瓦斯的流动受采煤方法、煤层赋存瓦斯地质条件及状态、暴露煤层的表面几何形状、开采空间地应力、排放瓦斯的时间、煤体吸附能力和渗透率、煤岩的物理化学等性质、瓦斯压力支护及顶板管理方法、水文地质条件和矿井通风制度等众多因素的影响。排除空间、时间等因素,影响煤体瓦斯涌出的基本参数有:煤吸附瓦斯的能力、煤层透气性及瓦斯压力、煤吸附瓦斯能力和孔隙率。因孔隙率是煤层含有瓦斯的能力,瓦斯压力是影响瓦斯流动的重要因素。因此,地质条件和采掘方法相同时,瓦斯涌出主要决定于以下两个:

a)煤层的透气性和渗透性。煤层的透气性和渗透性可以用达西定律来诠释。达西定律中,煤层的透气性与煤体结构的运移能力和渗透性能无关,煤层的渗透路径主要是煤层自身结构断裂而形成的,其次是由工作面采掘及地质构造应力的作用而形成的,这些裂隙与煤体自身性质无关,都是煤体受到外力而形成的;

b)煤层瓦斯压力。根据中国淮山、北营等瓦斯突出矿井的统计,矿井垂直深度每增加100 m,矿井瓦斯增加1 MPa;地质情况变化不大时,相同埋深时,瓦斯压力值大小相当。

4.3 瓦斯在邻近煤层和围岩中的流动

煤层群开采时,受生产条件和技术条件限制,部分临近煤层存在不可采或局部可采,当相邻煤层开采时,受采动影响,煤层开采后,上覆岩层存在垮落带和裂隙带,致使邻近未采煤层内的瓦斯大量涌入已开采煤层采空区。邻近层煤层瓦斯流动如图2所示。

通常邻近层瓦斯进入采空区都是以瓦斯涌入的形式出现,但当邻近层煤层瓦斯所处压力过大或煤层层间距较小时,就会出现瓦斯井喷现象。开采单一煤层时,工作面自身涌出的瓦斯量是有限的,这合理解释了为什么高瓦斯矿井瓦斯含量常小于矿井的相对涌出量,同时也解释了回采工作面瓦斯含量小于掘进时瓦斯的相对涌出量的原因。煤层瓦斯的流动是一个极其复杂的气体流动状态,不仅与井田开拓条件及煤岩层围岩性质有关,而且和瓦斯所处的地质条件有关。

5 结语

煤层瓦斯赋存状态主要有游离状态和吸附状态,瓦斯垂直分带主要由瓦斯区和瓦斯风化带两个区域组成,煤体内存在微孔结构发达,给瓦斯赋存提供了广阔的空间;煤层瓦斯含量主要由煤的吸附瓦斯含量和游离瓦斯含量煤组成,主要受地下水活动、地质构造、煤层露头、煤层倾角、煤层和围岩的透气性和煤层埋深等因素的影响。煤层透气性、瓦斯压力、煤吸附瓦斯能力和孔隙率是影响煤体瓦斯涌出的基本参数。

瓦斯与煤层气篇2

【摘要】对ZY—2300钻机（以下简称300钻机）在梨树煤矿高瓦斯煤层中施工本煤层钻孔的经验进行总结；对生产过程中产生的各种问题及解决方法进行分析，为施工本煤层钻孔提供经验。

【关键词】300钻机；本煤层钻孔；瓦斯治理；钻探工艺

由于我公司现有矿井大部分开采时间比较长，开采深度较深，随着矿井深度的不断增加，煤层瓦斯含量也随之递增。现有矿井中，梨树矿不仅是高瓦斯矿井，还是煤与瓦斯突出矿井，为加强梨树煤矿瓦斯治理，提高本煤层钻孔抽放效果，2010年11月，瓦斯工程钻队在梨树煤矿二区14#煤层左五巷施工本煤层仰角钻孔，施工钻孔单孔孔深150米以上，有效的治理了煤层瓦斯。

现将施工过程中经验总结如下：

1.煤层情况

梨树二区14#煤层左五巷煤层平均厚度2.0米，其中纯煤厚度1.0米。上部煤页岩、凝灰岩互层为0.30～0.45米，下部煤页岩、凝灰岩互层为0.10～0.20米，在向工作面内无变化。通过实见煤层顶板为砂岩4.0～5.0米，灰白色或灰色，含豆状结核。在本回采工作面裂隙组为不发育段。

2.钻孔设计情况

二区14#煤层左五巷累计施工钻孔两组（见后附钻孔工程平面图），由于开钻准备阶段采面正在安装，准备试采，为加快钻孔施工速度，减少移动钻机次数，特计划两组集中钻场。为提前预抽，钻孔设计基本顺着煤层朝向工作面方向。当工作面向前推进时，每个钻孔由孔底到孔口依次进入卸压带。由于孔口最后进入卸压带，在抽放钻孔封孔段未受破坏前，能够保持较高的抽放负压和瓦斯浓度，待钻孔的孔口进入卸压带内，该钻孔失去作用，而其他钻孔继续保持对卸压带瓦斯的抽放。

3.施工后工作面瓦斯情况

钻孔施工完毕后，立即进行封孔并与抽放管路对接，经抽放后，采煤工作面瓦斯浓度降为0.2%，回风巷瓦斯浓度降为0.4%，上隅角瓦斯浓度降为0.6%，2010年12月份，采煤工作面全月完成煤炭产量5.6万吨，采煤工作面无一次瓦斯超限事故，工作面煤与瓦斯突出指标检测无一次超限，实现了先抽后采，保证了矿井安全生产。

4.钻孔倾角确定

钻机开孔时，确定钻孔倾角应比实际煤层倾角大10%—20%左右，煤层越松软，开孔倾角应适当加大，防止由于钻具自重产生钻孔向煤层底板偏移，影响钻孔深度。开孔前必须保证钻机稳定牢固可靠，防止作业时钻机偏离造成钻杆弯曲甚至损坏等工程事故。

5.钻探工艺

（1）松软突出煤层（硬度系数f≤1）渗透性差、瓦斯含量高。钻进过程中，容易产生垮孔、卡钻、喷孔等现象。我国在松软突出煤层虽然有钻孔深度超过150m甚至达到240m的记录，但大部分的钻孔深度都在100m以下，且成孔率低，防突成本和瓦斯抽放成本很高。

（2）松软煤层打钻遇到的问题及原因分析。

喷孔、卡钻形成过程。喷孔可分成：煤体破碎→瓦斯聚积（瓦斯迅速解吸→孔壁破裂→孔内堵塞→瓦斯梯度猛增） →瓦斯释放（突破堵塞→喷孔和卡钻）三个阶段。

喷孔应看作是钻孔中出现的动力现象，类似煤与瓦斯突出，是高压瓦斯、应力集中和软煤存在三个因素综合作用的结果。

当钻孔进入软煤分层时，钻头切削旋转，对软煤产生一种冲击和破碎力，使煤体破裂、粉碎，钻孔周边煤体瓦斯迅速解吸，流入钻孔中的瓦斯增加到正常瓦斯涌出的几倍到几十倍，此时钻孔前后方出现了较大的瓦斯梯度，产生明显的瓦斯激流，承压的瓦斯激流对破坏的煤颗粒起着边运送边粉化的作用，瓦斯激流和粉化了的煤颗粒难以顺利的向孔外排出，进一步增加了孔内瓦斯压力梯度，形成喷孔。

（3）实现松软煤层中打深孔，必须采取综合的办法来解决，综合办法包括：钻孔设计、打钻设备和打钻工艺等方面。

1）压风排渣。

传统的排渣工艺是用水作冲洗介质携带和排出钻屑、冷却钻头。由于水注满整个钻孔，对瓦斯的自然排放起封闭作用，易造成喷孔，对钻孔施工人员的安全有一定的威胁。在松软煤层中钻进时，循环水对于孔壁的冲刷、浸泡等破坏作用相当严重，钻孔极易破碎坍塌，成孔极其困难。

2）采用满足风力排渣和长钻孔施工的大扭矩钻杆。要在一定的压力下提高孔内的风速或风量，就只有降低压风的沿程阻力损失，这就要适当扩大输送压风的钻杆内孔直径。同时，顺层长钻孔的长度大，孔壁、钻屑与钻杆之间的摩擦阻力也大，应适当增加钻杆强度与钻机扭矩。一般要求钻机扭矩达到3200NM以上。

3）采用多级组合钻头，利用前端小直径钻头的超前卸压作用减轻钻孔的喷孔程度，同时提高钻孔的定向钻进效果。多级组合钻具主要用于严重突出煤层。主要原理是采用小口径钻头开孔、逐级扩孔钻进的方法，分层次、阶段性逐级释放瓦斯，既保证了钻头钻进的稳定性，又减少了一次成孔瓦斯突出或喷孔事故的发生。组合防突钻头一般由三级组成，第一级钻头直径最小，然后通过组合接手将2个逐级增大的扩孔钻头组合在一起。常用的级配形式主要有φ59mm/φ75mm /φ94mm和φ75mm/φ94mm/φ113mm两种组合形式。

（4）提高钻孔深度的几点经验。

1）钻孔设计不能简单化，一次完成。应根据初期设计及初期施工钻孔遇煤层顶、底的深度、角度、及时调整后续钻孔，避免钻孔由于遇岩石而造成钻孔过短。

在设计过程中，钻场应避免在断层附件，会造成钻孔漏气，影响抽采效果。薄煤层布孔，应考虑煤层折曲，为钻孔取直创造条件。钻孔方位也应避免穿断层，由于断层会造成钻孔遇岩石、遇破碎带造成钻孔孔深不足以及塌孔现象。

2）钻进作业时，随时注意压风的压力，如果低于0.7MPa，立即进行处理。

3）保持钻孔连续、适速地钻进。当发现孔口排出的煤渣较多或有煤炮时，应减慢或停止钻进，直到旋转至正常时再进钻，必要时还应退掉几根钻杆后再边排渣边重新进钻。

4）现场交接班的主要目的不只是向下一班交接情况，而是使钻孔连续不断地钻进，所以，在下一班人到前一般不得停止钻进，下一班到后应立即投入打钻。

5）掌握给进压力和钻进速度：钻机给进压力的极限是固定的，不同层段要掌握不同的给进压力，压力升高的原因是①换层；②孔内出现堵孔；③钻具损坏，断钻头钻杆也会致使压力突然变化。当给进压力突然升高时必须采取果断措施，一是停止钻进，进行压风排碴；另一种是撤钻退钻。

6）钻进速度必须保持适当，软煤分层中钻进主要是降速，通过降速充分排碴，减少沉碴，同时也起到降低给进压力的作用。所以软煤钻进速度要比硬煤慢。钻进速度和给进压力的掌握，需要针对不同钻机、不同煤层特征和排碴条件进行测试和总结。

7）钻机应稳固，尽量减少打钻时钻机移位。螺旋钻杆的旋转阻力一方面来自煤渣，另一方面是螺旋与孔壁的摩擦。现场发现钻机的旋转力较小，阻力稍大即易被卡住，而钻机移位即造成螺旋与孔壁产生很大的摩擦力，易于导致卡钻。

8）合理的人员组织。为及时处理打钻中存在的问题，同时也出于观测记录打钻情况、数据，便于总结打钻技术经验的需要，长钻孔的施工应尽可能选派打钻经验丰富的班组。在打钻过程中，要特别重视提高打钻工人的技术素质，并从体制和机制上落实，使他们不仅会使用钻机、维修钻机，还要弄懂松软煤层打钻技术和规范操作。

9）在长钻孔的施工过程中尽量减少停电对打钻的影响，应提前1 h通知打钻人员退钻，避免卡钻事故的发生。

瓦斯与煤层气篇3

钻屑瓦斯解吸指标值是煤与瓦斯突出预测以及突效果检验的一个重要指标, 其物理意义是指煤体自煤壁脱离后, 10g煤样在暴露第3~5min内, 因瓦斯解吸而使解吸仪自由空间气体压力上升的数值, 单位为Pa, 该值无须计算, 可以直接从解吸仪水柱上读取。研究结果表明, 煤层瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标之间具有一定的关系, 因此可以通过研究二者之间的对应关系, 通过测定钻屑瓦斯解吸指标来反算煤层瓦斯含量, 该方法的优点是在井下测定钻屑瓦斯解吸指标时, 测试时间较短, 且操作方便, 因此, 研究钻屑瓦斯解吸指标与瓦斯含量之间的对应关系具有重要意义。

1 实验矿井概况

新元煤炭有限责任公司是山西阳泉煤业集团有限责任公司的一个大型矿井, 井田位于山西省寿阳县境内, 距寿阳县城大约5km。矿井一期设计生产能力3.0Mt/a, 二期6Mt/a, 井田东西走向长15.6km, 南北倾斜宽9.6km, 面积136.48km2。矿井煤层赋存稳定, 主要为贫煤、贫瘦煤及无烟煤, 共含煤18层, 其中可采煤层6层, 主采3#、9#、15#煤。矿井地质储量14.381亿吨, 设计可采储量6.051亿吨, 一期主采3#煤, 可采储量为1.81亿吨。矿井前期采用中央分列式通风方式, 后期改为分区对角式, 机械抽出式通风方法。2010年矿井相对瓦斯涌出量38.01m3/t, 绝对瓦斯涌出量196.69 m3/t, CO2相对涌出量4.87m3/t, CO2绝对涌出量25.21m3/min, 矿井瓦斯鉴定结果为煤与瓦斯突出矿井。

2 实验装置及测定结果

2.1 实验装置

实验装置见图1和图2, 其主要是由真空泵、充气罐、煤样罐、压力表、阀门、CH4集气瓶和MD—2型煤钻屑瓦斯解吸仪构成。其中CH4气瓶装入的是浓度为99.99%的CH4气体, 煤样罐采用的仍然是陕西秦岭仪表厂生产的YB—150B型精密压力表, 容积600m L, 压力表量程为16MPa, 精度0.4级。实验所需要的工具有老虎台钳、秒表、扳手等。

1-水拄计2-解吸室3-煤样瓶4-三通旋塞5-两通旋塞

⑴煤样制备

在新元煤矿31002正巷、31003副巷掘进工作面迎头施工直径为42mm, 深度不小于10m的钻孔, 在钻进过程中, 采用MD-2型煤屑瓦斯解吸仪每隔2m测定一次值, 然后取值为最大值附近的煤样送实验室, 将其粉碎, 将采集的煤样进行用孔径1mm和3mm的筛子筛分 (φ1mm的筛子在下, φ3mm的筛子在上) , 然后将筛分好的φ1~3mm粒度的煤样装入烘烤箱内, 将温度调为105℃对煤样进行加热, 大约2h后将煤样取出进行冷却, 当温度与室温相同时, 将煤样罐密封;

⑵仪器气密性检查

仔细检查采集气瓶、三通阀门、煤样罐与压力表之间的连接, 确保连接可靠, 在实验前首先将煤样罐中充满氮气 (浓度99.99%) , 并观察压力表的度数, 2天内若压力表度数无变化, 说明气密性良好。

⑶真空脱气

取一定量的煤样约500g装入煤样罐中, 并密封煤样罐, 为了避免煤样罐中有过多的自由空间, 在装样时要求将煤样罐压实, 打开与真空泵相连接的阀门, 对煤样进行抽真空, 时间不少于2h, 然后旋转三通阀门, 关闭真空泵。

⑷煤样瓦斯吸附平衡

为了能够更为准确的接近于井下现场实际环境温度, 将恒温水域的温度设置为20℃, 打开CH4气瓶阀门, 使高压CH4进入到充气罐, 然后再进入到煤样罐中, 然后缓慢的控制三通阀门, 使压力表的读数达到实验所需要的压力值, 并使之超过预定值的10%, 迅速关闭阀门。罐内煤样经过2~3d的吸附后, 压力表的读数无变化, 说明此时煤样罐达到吸附平衡, 此时压力表的读数则为煤样的吸附平衡压力。

⑸钻屑瓦斯解吸指标测定

(1) 吸附平衡24h后, 打开煤样罐与三通阀门之间的连接, 并在压力表的读数开始下降的同时打开秒表, 进行计时;

(2) 首先打开两通旋塞, 然后打开煤样罐, 将一定量的煤样迅速装入到解吸室2中, 拧紧解吸室上盖, 打通三通旋塞4, 使解吸室与水柱计1和大气均连通, 煤样处于暴露状态;

(3) 当煤样暴露时间为3min时, 迅速逆时针方向旋转三通旋塞捏手, 使解吸室与大气隔绝, 仅与水柱计连通开始进行解吸测定, 并重新开始计时;

(4) 每隔1min记录下解吸仪水柱计压力差, 连续测定10min。

2.2 测定结果

采用上述方法分别在新元煤矿31003副巷、31003正巷西七中间巷采集了煤样带回实验室进行了测定, 测定结果见表1。

3 瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标对应关系确定

将表中的数据采用Curve Expert软件进行模拟, 它是一种曲线拟合软件, 能够对各种实验数据进行拟合分析, 并且使用起来非常方便, 拟合结果见图3, 残差图见图4:

从上图3中可以看出, 钻屑瓦斯解吸指标与瓦斯压力之间具有如下关系:

该方程的标准差为23.8011867, 相关系数为0.9661264。研究结果表明可知, 瓦斯含量与瓦斯压力之间符合关系式:W=7.9988P0.43598, 将该式与公式1联立, 并进一步简化可以得到, 钻屑瓦斯解吸指标Δh2与瓦斯含量W之间存在着如下关系:

4 钻屑瓦斯解吸指标法测定瓦斯含量可行性验证

为了验证钻屑瓦斯解吸指标法测定煤层瓦斯含量的准确性, 在新元煤矿31003正巷掘进工作面, 用直接法测定煤层瓦斯含量与钻屑解吸法测定煤层瓦斯含量作对比, 测定结果见表2。

为了能够更加清楚地看出两者之间的差异, 在相同的地点下, 对两种方法计算出的煤层瓦斯含量结果进行分析比较, 对二者得到的煤层瓦斯含量结果进行相对误差分析和绝对误差分析。绝对误差:钻屑瓦斯解吸指标法计算的煤层瓦斯含量减去直接法测定的煤层瓦斯含量的绝对值;相对误差:假设直接法测定的煤层瓦斯含量为真值, 绝对误差与直接法测定的煤层瓦斯含量的百分比。其差异曲线如表5-4所示。

由于受到煤屑粒度以及测定过程中操作的影响, 会造成一定程度的误差, 从图中可以看出:钻屑瓦斯解吸指标法测定瓦斯含量的误差范围在0%-10%之内, 最大相对误差为5.38%, 但是从工程上来说, 总体上预测的瓦斯含量结果满足矿井开采的需要, 即该方法是可行的。预测的瓦斯含量精度能够满足矿井开采需要, 可见, 采用钻屑瓦斯解吸指标法测定煤层瓦斯含量是可行的。

结论

在实验室研究钻屑瓦斯解吸指标与瓦斯压力之间的对应关系, 两者之间符合乘幂关系, 并利用瓦斯含量与瓦斯压力的对应关系, 建立了瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标之间的对应关系。在现场利用直接法对煤层瓦斯含量进行了测定, 并同时测定了钻屑瓦斯解吸指标, 通过瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标之间的对应关系算出了间接法计算出来的瓦斯含量值, 采用绝对误差以及相对误差对二者进行了对比。结果表明, 采用钻屑解吸法来计算煤层瓦斯含量是可靠的。

摘要：在实验室研究了钻屑瓦斯解吸指标与瓦斯压力之间的对应关系, 两者之间符合乘幂关系, 在此基础上利用煤层瓦斯含量与瓦斯压力的对应关系, 建立了煤层瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标之间的对应关系;在现场利用直接法对煤层瓦斯含量进行了测定, 并同时测定了钻屑瓦斯解吸指标, 通过煤层瓦斯含量与钻屑瓦斯解吸指标之间的对应关系算出了间接法计算出来的煤层瓦斯含量值, 采用绝对误差以及相对误差对二者进行了对比;结果表明, 采用钻屑解吸法来计算煤层瓦斯含量是可靠的。

关键词：钻屑瓦斯解吸指标,煤层瓦斯含量,绝对误差,乘幂关系

参考文献

[1]杨春虎, 等.表面活性剂影响煤体瓦斯吸附解析性能的实验研究[J].煤矿安全, 2009, 05.

特厚煤层瓦斯抽采参数优化研究篇4

关键词：特厚煤层；高位钻孔；高位巷；抽采参数；数值模拟

中图分类号：TD712 文献标识码：A 文章编号：1009-2374（2013）23-0091-03

特厚煤层为厚度大于8m的煤层，近年来，大同矿区的侏罗系煤层资源逐渐枯竭，大部分矿井向下延伸开采石炭二叠系煤层，煤层厚度在1.63～29.41m之间，平均煤厚为15.72m。由于埋深增加、煤层较厚且开采强度增大（工作面年产量达到1000万吨），瓦斯超限成为制约矿井安全生产的瓶颈。本文通过研究同忻煤矿开采石炭系3～5号合并煤层的瓦斯涌出情况，利用现场实测、模拟研究等手段分析研究不同瓦斯治理方法对治理效果的影响，选择适合同忻煤矿特厚煤层开采所需的瓦斯治理方法，并得优选后的瓦斯治理方法进行抽采参数优化，使瓦斯治理的效率最

大化。

同忻煤矿是同煤集团2006年兴建的千万吨级现代化矿井，矿井主采煤层3～5号煤层的厚度为0～35.31m，平均13.67m，采煤方法为长壁式采煤法，全部陷落法管理顶板，回采工艺为综采放顶煤，单面产量约为4.5Mt/a左右。工作面的推进速度在6m/d的情况下，瓦斯涌出量达40m3/min，矿井现有的抽采系统最大抽采能力可达1000m3/min，可利用现有的抽采系统，试验抽采方法。

1 瓦斯抽采方法优选

矿井的瓦斯抽采方法直接决定着瓦斯抽采效果，对瓦斯治理工作有着直接的影响。由于工作面瓦斯主要来源为采空区瓦斯涌出，针对工作面的瓦斯涌出情况，设计了钻孔抽采和高位巷道抽采两种方法采空区瓦斯，并分别进行了试验。

1.1 钻孔抽采方法治理工作面瓦斯

钻孔抽采瓦斯的方法是在工作面回风巷内设置钻场，间距为40～50m，在各钻场内迎着工作面推进方向打双排扇形钻孔，每个钻场内打6个扇形钻孔，钻孔的终孔点位置距回风巷的水平距离为8～32m，距煤层顶板的垂直距离为55m，利用钻孔将采空区高顶的高浓度瓦斯抽出，降低上隅角区域的瓦斯涌出量，达到治理效果。钻孔的布置示意图如图1所示：

钻孔施工完成后，将钻孔连接到瓦斯抽采系统，并连续观测抽采数据，以此为基础分析钻孔抽采方法的治理效果。

表1中的数据为抽采效果最好的一个钻孔连续6天的抽采数据。其中抽采的混合流量最大为1.78m3/min，最大纯量为0.57m3/min。1个钻场共6个钻孔，最大的抽采纯量为3.42m3/min，对减少采空区瓦斯涌出会有一定的效果，但对工作面上隅角与回风流的瓦斯超限起不到明显作用。在遇见较大地质构造或煤层瓦斯含量增大时，可采用高位钻孔抽放措施。

钻孔瓦斯浓度低、流量小，是单孔抽采量不高的主要原因，这也表明采空区高冒空间内的瓦斯浓度在15%～20%之间，传统的小流量、高浓度的钻孔抽采治理方法不能适应并解决同忻煤矿特厚煤层工作面的瓦斯超限问题。

1.2 高位巷抽采方法治理瓦斯

总结出钻孔抽采试验失败的原因主要是抽采总流量小，因此矿方决定试验大流量的高位巷抽采。高位巷沿2号煤底板布置，内错20m，距回风巷顶板10～20m，这个位置正处在采空区冒落带内。将高位巷密闭并埋入抽采管路，通过抽采系统将采空区冒落带内的瓦斯抽出，截流涌向上隅角和回风流的瓦斯，高位巷的布置示意图如图2所示：

高位巷密闭抽放后，抽采系统以最大能力工作，抽采量维持在900～1000m3/min之间，工作面瓦斯超限问题得以解决。对高位巷的治理效果进行了6个月的观测，观测的部分数据如图3和图4所示：

从图中可以看出，高位巷抽出的纯瓦斯量为25～60m3/min，平均抽放瓦斯量38m3/min。工作面上隅角瓦斯浓度控制在0.3～0.7%之间；工作面回风瓦斯浓度控制在0.4%以下；工作面120～130号支架之间后溜通道放煤时瓦斯浓度降到0.5%以下，消除了放煤时瓦斯超限的现象。表现出高位巷道密闭采空区瓦斯具有明显效果，能够解决采空区瓦斯涌出造成工作面上隅角和回风流瓦斯超限问题。

综合以上论述，对比钻孔抽采方法与高位巷抽采方法可以看出，在工作面瓦斯涌出量较大的情况下，钻孔的单孔抽采量过小，钻孔数量严重不足是钻孔抽采达不到治理效果的主要原因。由于综放工作面的推进度在4～6m/d之间，钻孔的抽采有效期仅能达到8～10d，钻孔的施工周期被严重压缩，造成了抽放钻孔数量严重不足，总抽采量达不到瓦斯治理的要求。因此试验了抽采较大的高位巷的抽采方法，并取得了预期的效果。

2 高位巷抽采方法抽采参数的优化研究

高位巷抽采方法在治理瓦斯超限方面取得了较好的效果，其抽采参数尚存在可以优化的地方，以达到提高抽采效率，节能降耗的效果。

2.1 高位巷抽采方法的模拟研究

高位巷抽采的瓦斯主要是采空区内高顶处的瓦斯，采空区内部的抽采和瓦斯参数无法直接测定，只能间接地根据抽采系统瓦斯参数、工作面瓦斯参数推算出抽采系统影响半径、抽采区域瓦斯浓度分布、流场等情况。为了更直观地观测到采空区内的瓦斯情况，利用数值模拟的手段，模拟出整个采空区内的瓦斯分面情况并对抽采效果进行定性评价，同时为抽采参数的优化提供依据。

工作面不采取抽采措施时的采空区模型参数见表2：

通过数值计算，得到末采取抽采措施下的采空区气体浓度分布，如图5所示：

根据模拟结果可以看出，采空区内的漏风和气体分布与采空区内冒落岩石的压实程度有关。临近工作面的采空区内，垮落岩体未受或只受到很小的岩石应力影响，孔隙空间较大，漏风量大，瓦斯的稀释和运移程度较高，浓度小于5%，离工作面较近的地方大约在3%左右；远离工作面的区域受载荷影响，空隙空间受到压挤，瓦斯浓度逐渐增大，一般在5%～15%之间；压实稳定区瓦斯浓度最高达到90%以上。

采用高位巷抽采时的数据模拟基本参数与以上相同，区别是在工作面设置内错式高位巷，并设置了高位巷的抽采量为1000m3/min。通过计算得出了高位巷抽采时的气体浓度分布图，如图6所示：

根据模拟结果可以看出，由于高位巷抽采的的泄排和引流作用，使抽排口附近区域的瓦斯稀释、运移程度增大，瓦斯浓度相比较低，最高只有2%，一般在1%左右，离工作面较近的地方瓦斯浓度小于1%；远离工作面的载荷影响区受到的影响较小，瓦斯浓度不大，一般在3%～12%之间；压实稳定区域基本不受抽采的影响，瓦斯浓度基本不发生变化。

2.2 瓦斯抽采参数的优化研究

从瓦斯抽采的目标来看，只要抽采系统能保证上隅角和回风流瓦斯在正常生产期间不超限，就达到了瓦斯抽采的目的，并不是抽采量越大越安全，抽采的同时会增大采空区的漏风风量，在容易自燃煤层会有很大的安全隐患，因此合理确定瓦斯的抽采参数，不仅可以节能降耗，还能降低煤层自燃发火的发生概率。

从数值模拟的结果可以看出，只要抽采影响半径将上隅角区域包围，就可以将流向上隅角区域的瓦斯通过高位巷道分流到抽采系统中。由于抽采影响半径包括的范围大部分在采空区内部无法直接测得，因此通过对工作面上隅角区域、后遛尾、回风流的瓦斯进行测定，间接的分析出抽采影响半径：抽采量在500～1000m3/min之间时，抽采影响半径大于等于20m；抽采量在400～500m3/min之间时，抽采影响半径约为15m；抽采量300m3/min时，抽采影响半径约为10m。

正常开采的情况下（工作面非周期来压）工作面瓦斯增大范围是工作面上隅角区域向进风流方向延伸60m，其中40m范围是瓦斯易超限范围，如引排负压影响范围到达20m，就可以解决工作面瓦斯超限问题，因此抽采量达到500m3/min就可以满足工作面正常生产时瓦斯不超限。

为了验证对抽采半径的推算，将抽采系统的抽采量调整为500～550m3/min，并观测29天的时候。期间抽采量平均为530m3/min，上隅角瓦斯浓度维持在0.16%～0.3%之间，平均为0.22%；回风流瓦斯维持在0.12%～0.23%之间，平均为0.17%。完全可以保证工作面的瓦斯不超限。观测数据的曲线如图7所示：

3 结语

（1）同忻煤矿高瓦斯涌出量工作面的瓦斯治理工作应以大流量抽采为指导思想，在此基础上采取措施尝试提高抽采浓度。

（2）通过现场数据实测与数值模拟研究认为，高位巷抽采是适合同忻煤矿的瓦斯治理手段，应进一步开展研究工作，使高位巷抽采的参数更加合理。

（3）本文仅仅是间接地推算出采空区内抽采半径的影响范围，待观测手段成熟时应实际测量出不同抽采流量对应的影响半径，使抽采工作进一步合理化。

参考文献

[1] 林柏泉，张仁贵.U型通风工作面采空区瓦斯涌出及其治理[J].煤炭学报，1998，23（2）.

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[3] 刘春刚.高位抽放巷防止上隅角瓦斯积聚数值模拟研究[J].煤矿安全，2012，43（7）：11-13.

[4] 姜福星，孔令海，刘春刚.特厚煤层综放采场瓦斯运移规律[J].煤炭学报，2013，（3）：407-410.

[5] 朱毅.综放采空区抽放条件下漏风流场数值模拟研究[D].西安科技大学，2006，（4）.

瓦斯与煤层气篇5

关键词：瓦斯含量,瓦斯涌出,涌出量预测

阳城二矿位于河南省登封市送表乡境内,该矿主要开采二1 煤层,矿井瓦斯灾害比较严重。2008年9月21日,与该矿同采一个煤层的河南登封广贤工贸有限公司新丰二矿在技改过程中发生煤与瓦斯突出事故,造成特别重大人员伤亡和巨大的经济损失。

煤层瓦斯含量是指单位质量或体积的煤中所含有的瓦斯量。瓦斯在煤中呈2种状态:游离瓦斯和吸附瓦斯[1,2]。瓦斯涌出量指在矿井建设和生产过程中从煤与岩石内涌出的瓦斯量。通常,煤层的瓦斯含量越大,工作面的瓦斯涌出量越大,瓦斯浓度越高,发生瓦斯爆炸的可能性也越大,且越容易发生煤与瓦斯突出[3]。

瓦斯在煤层中的分布是不均匀的,所采取的防治措施应与瓦斯灾害严重程度保持一致,否则,安全经济达不到最佳状态。因此,研究该矿二1 煤层的瓦斯含量与瓦斯涌出量分布状况,并总结归纳出瓦斯赋存规律,对瓦斯防治措施的制订有着重要指导意义。

1煤层瓦斯含量分布

阳城二矿在地勘阶段和投产期间均进行了瓦斯含量测定,现将这组瓦斯含量数据进行统计(表1)。为更清楚地表达该矿瓦斯含量在整个矿井的分布规律,现根据该矿煤层底板等高线和瓦斯含量所测数据,采用数学软件,描绘出瓦斯含量分布(图1)。

由表1和图1可知,阳城二矿二1 煤层瓦斯赋存很不均衡,最高瓦斯含量为16.43 m3/t,最低瓦斯含量为1.02 m3/t。总体上,西部瓦斯含量比东部要高,在东风井井口两侧,瓦斯含量最高,且随采深变化很明显。

2典型工作面瓦斯涌出量统计

目前,阳城二矿二1 煤层3202和31030两个工作面正在回采,31040工作面两巷正在掘进。

2.13202工作面

3202工作面采用上隅角瓦斯抽放来进行瓦斯治理,因此,其瓦斯总涌出量应为抽放量与正常涌出量之和,抽放量和正常涌出量均为各自流量与各自瓦斯浓度之积。

(1)上隅角瓦斯抽放。

上隅角瓦斯抽放是为解决上隅角瓦斯超限问题而开发的一项抽放技术[4]。阳城二矿在3202工作面采用上隅角瓦斯抽放,抽放管路的气体压力约20 kPa,混合气体流量由约10 m3/min逐渐上升到30 m3/min左右,并趋于稳定。

综合瓦斯抽放浓度和抽放管路混合流量可以得出抽放管路的纯瓦斯抽放量(图2),纯瓦斯抽放量由0.5 m3/min逐渐上升到1.5～2.0 m3/min,并趋于稳定。

(2)工作面瓦斯涌出量。

根据3202回风巷瓦斯浓度和风量监测数据,对该工作面正常瓦斯涌出量进行统计(图3)。由图3可知,回风巷瓦斯涌出量约1.2 m3/min。

综合3202采面上隅角瓦斯抽放量和涌出量,该采面的瓦斯总涌出量约为3.2 m3/min。

2.231030工作面

31030工作面没有采取瓦斯抽放措施,仅采用通风治理瓦斯。同理可得出31030工作面的瓦斯涌出量(图4),由图4可知,31030回风巷瓦斯浓度和涌出量相对较高,其最高浓度和涌出量分别高达0.45%和2.0 m3/min左右。

2.331040工作面

31040为掘进面,仅采用通风治理瓦斯。同理,31040工作面的瓦斯涌出量如图5所示。由图5可知,31040回风巷的最高瓦斯浓度和涌出量分别为0.25%,1.20 m3/min。

3瓦斯含量与瓦斯涌出量的关系

3202采面瓦斯总涌出量约3.2 m3/min,日产煤量约667 t,则其相对瓦斯涌出量约6.91 m3/t,该采面的瓦斯含量约8.5 m3/t,则二者之比约81.3%;31030采面瓦斯总涌出量约1.5 m3/min;日产煤量约667 t,则其相对瓦斯涌出量约3.24 m3/t,该采面的瓦斯含量约5.3 m3/t,则二者之比约为61.1%;3202和31030两个采面的相对瓦斯涌出量和瓦斯含量之比平均约为71.2%。

31040掘进面的瓦斯涌出量约1.0 m3/min;每天出煤量约15.3 t,其相对瓦斯涌出量约为94.12 m3/t,该掘进面瓦斯含量约14.6 m3/t,则二者之比约6.45。

煤层瓦斯含量和相对瓦斯涌出量虽然是两个不同的概念,但它们不仅单位相同,而且关系非常密切。众所周知,矿井瓦斯涌出主要来源于煤(岩)体所含的瓦斯,除此之外,还有采空区瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出等。而且,煤层所含的瓦斯也不可能在采掘过程中全部涌出,这又导致瓦斯含量与相对瓦斯涌出量存在这差别。

对于采掘条件基本相同的区域来说,相对瓦斯涌出量与瓦斯含量的关系基本一致,则可以根据已采区域相对瓦斯涌出量和瓦斯含量的关系,并结合未采区域的瓦斯含量测定结果,对该区域的瓦斯涌出量进行超前预测,为将来制定瓦斯防治措施提供基础资料。

4煤层瓦斯涌出量预测

4.1预测方法

矿井瓦斯涌出量预测指根据某些已知数据,按照一定的方法与规律,预先估算出矿井或区域瓦斯涌出量大小的工作。煤层瓦斯涌出量预测方法主要有统计预测法、分源预测法、煤层瓦斯含量法、瓦斯地质数学模型法、基于神经网络的预测法、遗传规划法、灰色系统法、速度法等。其中,统计预测法、分源预测法、煤层瓦斯含量法为常用预测方法[5,6,7]。

4.2二1煤层深部水平瓦斯涌出量预测

(1)预测方法选择。

以上各种预测方法均有自身的优缺点,有的预测精确度较高,但也要求提供大量精确数据;有的精确度稍低,对数据的数量和准确性要求不是很高。预测方法的选择应结合矿井实际,该矿目前拥有相当数量瓦斯含量方面的数据,瓦斯含量和瓦斯涌出量之间关系密切。因此,瓦斯涌出量预测采用浅部瓦斯含量和瓦斯涌出量之间的相互关系及深部瓦斯含量来进行。

(2)预测结果。

根据上述瓦斯含量和涌出量之间的关系及各测点的瓦斯含量,得出掘进和采煤期间的瓦斯涌出量(表2)。

为更直观地表达出该矿瓦斯涌出量在整个矿井的分布规律(特别是矿井深部),现根据该矿煤层底板等高线和瓦斯涌出量数据,采用数学软件绘制瓦斯涌出量分布图。

本研究所采用的数学软件为Surfer,具有强大的插值功能和绘制图件能力,是地质工作者必备的专业成图软件。研究结果表明,该矿总体上西部瓦斯涌出量比东部要高,在东风井井口两侧,瓦斯涌出量最高,且随采深变化很明显;掘进面的吨煤瓦斯涌出量比采面要高出好多,因为在回采工作面准备期间已经释放了大量瓦斯,且在掘进期间,来自周围煤岩的瓦斯涌出量相对较多。

瓦斯涌出量分布如图6、图7所示。

5结论

(1)阳城二矿二1 煤层瓦斯赋存极不均衡,最高瓦斯含量16.43 m3/t,最低瓦斯含量1.02 m3/t;总体上,西部瓦斯含量比东部要高,在东风井井口两侧,瓦斯含量最高,且随采深变化很明显。

(2)根据几个典型工作面瓦斯涌出量统计结果,得出阳城二矿二1 煤层瓦斯涌出量和瓦斯含量之间的近似关系,掘进面相对瓦斯涌出量和瓦斯含量之比要远高于回采工作面。

(3)根据瓦斯含量和涌出量之间的关系及瓦斯含量分布状况,分别对掘进和采煤期间的瓦斯涌出量进行预测,并绘制了相应的瓦斯涌出量分布图。

参考文献

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[5]徐小马.李雅庄煤矿瓦斯涌出量预测及瓦斯涌出影响因素的研究[D].太原:太原理工大学,2007.

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瓦斯与煤层气篇6

作为矿井五大自然灾害之一的瓦斯,一直是影响矿井安全生产的重要因素。瓦斯灾害相对于其他自然灾害而言,具有波及范围广、破坏力大、影响最为严重的特点。瓦斯的预防与治理一直是矿井安全生产的重中之重。为此,各个矿井都对瓦斯灾害高度重视,都制定了一套从预防到治理的方案。尤其在源头上如何预防才是治理瓦斯灾害的关键,而科学高效地预测出瓦斯含量更能为矿井预防工作带来极大的便利。

瓦斯含量与埋藏深度的数据在数轴上显示是一些离散的点,规律性并不强。而灰色理论[1]能够将原始数据进行生成处理,然后建立相应的微分方程来寻找系统变化的规律。但遇到波动性较大的数据序列时预测精度就会大大降低。马尔科夫预测[2]适合于随机波动性较大的预测问题,但要求具有平稳过程等均值的特点,根据矿井的实际情况将2种方法结合起来,取长补短,就能够较为准确地预测出埋藏深度与瓦斯含量之间的关系。

1 灰色马尔科夫预测模型

1.1 灰色GM(1,1)模型

设有变量为X(0)的原始数据序列:

1.1.1 原始数据的处理

建模前首先对原始数据序列进行验证,得出的原始数据序列的级比(即前一数据除以与其相邻的后一数据)都须落在可行区间(e-2/(n+1),e2/(n+1))内,否则,需要对原始数据进行开方或取对数处理,使数列的级比落在可行区间(e-2/(n+1),e2/(n+1))内。

1.1.2 灰色预测模型的建模过程

该过程是通过对原始序列进行处理得到规律性较强的生成数列后再建模。

原始数据序列的一阶累加生成序列为:

其中:

将原始数列累加生成后,弱化了原始数列中坏数据的影响,具有指数增长的规律,则X(1)满足一阶线性微分方程:

式中:a为模型的发展参数;u为模型的协调系数。

按最小二乘法可求出:

式中:

将得到的a和u值代入式(2),则其解为:

对式(5)作累加还原,得原始序列X(0)的灰色预测模型为:

1.1.3 精度检验

最常用的是相对误差检验指标。检验精度如表1所示。

1.2 马尔科夫链模型

马尔科夫链预测的对象是一个随机变化的系统,其模型将系统划分为若干状态区间,通过对系统状态间转移的分析,来预测下一步系统所处状态的区间。

1.2.1 状态划分

状态划分是建立马尔科夫链的第一步,其划分的区间直接影响了以后预测的难易程度和准确性。针对灰色模型预测值,可以将实际值和预测值的比值(即相对比)作为系统状态。系统状态一般可以划分为3~5个。

1.2.2 马氏检验

在应用之前,须对随机变量序列及其划分状态进行马氏检验,这是保证马尔科夫模型应用的准确性的前提。

针对离散序列的随机变量,可以用x2分布统计量来检验[3]。

设{x1,x2,…,xn}是所讨论的马尔可夫链的一个随机变量指标值序列,包含m个可能的状态,即状态空间E={1,2,…,m},用fij表示指标值序列{x1,x2,…,xn}中从状态i经过一步转移到达状态j的频数,i,j∈E。由fij组成的矩阵(fij)i,j∈E称为转移频数矩阵。将转移频数矩阵的第i行第j列元素fij除以各行的总和,所得的值为转移频率,记为pij,i,j∈E,

即:

将转移频数矩阵的第j列之和除以各行各列的总和,所得的值称为边际概率,记为pj,j∈E,即:

则x2分布的统计量:

给定显著性水平α,查表可得xα2((m-1)2)的值,若计算后的x2>xα2((m-1)2),则可认为原序列符合马氏性,否则不能应用马尔科夫模型。

1.2.3 状态转移概率矩阵

应用转移频率近似等于转移概率的原理,同时将转移概率记为pij,i,j∈E。则一步转移概率矩阵可记为:

n步状态转移概率矩阵P(n)反映了系统各状态之间转移的规律,Pij(n)是由状态i经过n步转移到状态j的概率,则n步状态转移概率矩阵可记为:

其中,pnij的计算方法和一步转移矩阵一致,只是步数为n。

通过考察状态转移概率矩阵P(n),选取与所预测点最近的4组数据,将这4组数据的状态向量分别乘以n步转移概率矩阵,可以求得所要预测点的状态区间,可用区间平均值来作为系统即将所处状态的预测值。

2 案例实际分析应用

某矿在矿井生产期间测定的瓦斯含量如表2所示。采用表2数据,利用上述理论进行研究。

对实测值序列进行灰色建模可行性判断,可知原始数列的级比均落在可行区间内。

利用Matlab软件可计算得灰色模型的瓦斯含量值:

根据上式得出的灰色模拟值如表2所示。

将实测值与灰色模拟值的比值作为相对比来划分系统状态。理论上系统状态划分得越细,预测精度越高,可同时会使各状态中样本数减少,影响到模型的预测精度[4]。对于本案例的数据序列,结合该矿的实际情况将系统划分为4个状态较为合理。状态划分如表3所示。

经计算:

因而,本案例中的状态划分是可以应用马尔科夫链模型的。

根据表3所示的4个状态划分方法,可得到表2中的系统状态情况,进而得到状态转移概率矩阵为:

选取640 m、670 m、700 m、730 m,4个埋深点瓦斯含量数据,按埋深与760 m深度的序列间隔数,转移步数依次定为1、2、3、4,将转移步数所对应的起始状态行向量乘以转移步数矩阵,得到新的概率矩阵,然后列出状态预测表格。状态预测表如表4所示。

由表4可知,埋深为760 m的瓦斯含量状态最有可能是处于E4状态,即相对比在[1.08,1.18]的区间内,其计算结果为:

根据上述方法依次可求得,埋深为790 m和820 m时的瓦斯预测含量分别是18.45 m3/t和18.86 m3/t。而矿井在埋深为790 m和810 m时的实际瓦斯含量分别是18.05 m3/t和18.97 m3/t。由此可见,灰色马尔科夫模型预测的结果更为精确。

3 结论

对于煤层埋藏深度与瓦斯含量之间的规律,运用灰色理论进行预测时,由表2中灰色模拟值与实测值的对比可以看出,灰色理论的方法能够较准确地预测出大部分的数据,但遇到波动性较大的数据序列时,预测精度往往就会降低。利用马尔科夫链对其进行修正,能够得到更为准确的数据。当然,在运用马尔科夫链对灰色模型进行修正时要注意进行马氏检验,在对系统状态进行划分时,应根据所研究样本的具体情况进行合理划分,以进一步提高预测的精确度。

参考文献

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瓦斯与煤层气篇7

预防煤和瓦斯突出的措施分为两类, 即区域性预防措施和局部预防措施。前者要开采解放层。后者中, 突出煤层中的地应力、瓦斯压力均可能出现一系列的变化。地应力降低, 岩 (煤) 层出现移动, 煤体及其围岩出现膨胀, 孔隙率增加, 透气性增高, 瓦斯得以排放, 瓦斯含量减少, 压力降低。这些变化, 可能解除煤和瓦斯突出的危险。在解放层的影响范围内进行巷道施工无突出危险。

1 震动爆破

震动爆破是在掘进工作面上多打眼, 多装药, 全断面一次爆破, 揭开煤层, 并且利用爆破出现的强烈震动, 诱导煤和瓦斯突出, 确保作业安全的方法。若震动爆破未能诱导突出, 则强大的震动力会使煤体破裂, 消除围岩应力和排放瓦斯, 以避免突出。

在震动爆破前, 要使煤层瓦斯压力不可大于1M Pa。若压力超过这个数值时, 可采用钻孔排放瓦斯的措施把压力降至1M Pa以下, 再用震动爆破法揭开煤层。从震动爆破揭开煤层的要求出发, 岩柱的厚度越小越好, 但要高于规定数值。在急倾斜煤层条件下, 巷道底部和顶部岩柱的厚度基本相等, 比较容易实现一次破除岩柱, 但对倾角较小的煤层, 为了给炸开岩石柱揭开煤层创造条件, 在石门接近安全岩柱以后, 要尽可能将工作面刷成和煤层倾角相近的斜面或台阶, 如图1所示。

1.1 石门揭煤震动爆破的炮眼布置方法

炮眼个数较普通爆破的炮眼数多2个, 而具体眼数要看岩柱情况确定。煤眼和岩眼要交错相间排列, 顺序爆破。煤眼和岩眼的比例一般为1︰2。炮眼的密度, 巷道顶部通常不大于底部, 周边眼不小于中部。透煤炮眼深度要超过岩柱, 如煤层相当厚, 可进入煤层2~3m。石门周边眼要适当密一些, 以确保爆破后石门周边轮廓整齐, 防止在修整石门周边出现突出。岩眼眼底要距煤层100~200m m, 不可透煤。如已透煤, 要停止钻进, 并在眼底填塞100~200m m长的炮泥。

1.2 采用震动爆破应注意的问题

第一, 全部炮眼一次性起爆, 炸开石门的全断面岩柱和煤层的全厚。若第一次震动爆破没有全断面揭开煤层, 第二次爆破工作仍根据震动爆破的规定进行, 直到全部揭开, 并过完煤门以后为止。

第二, 在发生工作面的岩层特别破碎、岩柱崩落和压出、地压加大、瓦斯涌出量剧增、温度迅速下降以及出现震动声响等异常现象时, 要马上停止作业, 人员撤离至安全地区。

第三, 当煤层厚度在lm以下时, 要全部随岩柱一次崩开。在煤层水平厚度为lm以上时, 至少要有lm的煤层随岩柱揭出。

第四, 在缓斜、倾斜煤层中沿煤层底板或顶板揭煤时, 有时岩柱一次未全部揭开, 留“门坎”或“门帘”。处理它们时, 必须精细, 如要打眼, 要仔细关注突出预兆, 在爆破时, 必须根据震动爆破的规定进行。

第五, 每次震动爆破都必须对岩柱性质、厚度、眼数、眼深、眼位、装药量、联线方式、起爆顺序、爆破效果等作详细记录, 以总结经验和分析。

第六, 震动爆破只得使用带食盐被筒的矿用安全炸药。雷管事先要严格检查和分组, 在使用毫秒雷管时, 其总延期时间不可超过130m s, 装药后全部炮眼一定要填满炮泥, 爆破网路要进行周密设计, 保证不出现早爆或瞎炮等现象。

2 使用金属骨架

金属骨架是用于石门揭穿煤层的超前支架。在石门掘进至距煤层2m时, 停止掘进, 在其顶部和两帮上打一排或两排直径为70~100m m, 彼此相距200~300m m的钻孔。钻孔钻透煤层并穿入顶板岩300~500m m, 孔内插入直径为50~70m m的钢管或钢轨。钢管或钢轨的尾部固定在用锚杆支撑的钢轨环上, 也可固定在其他专门支架上, 再一次揭开煤层。

金属骨架能够避免突出, 是因为金属骨架支承了部分地压及煤体本身的重力, 使煤体稳定性增加。同时金属骨架钻孔也可以起排放瓦斯作用, 使瓦斯压力降低。用金属骨架时, 通常配合震动爆破, 一次揭开煤层。

瓦斯与煤层气篇8

瓦斯抽采是向煤层中打入钻孔, 在抽采负压的作用下使得煤层中的瓦斯进入抽采管路, 以降低煤层瓦斯压力和瓦斯含量, 对于松软突出煤层等较难以抽采的煤层一般要配合使用保护层开采和水力化等增透措施[3,4]。例如潘一矿2352 工作面采用下保护层开采, 配合使用穿层钻孔瓦斯抽采技术后被保护层工作面瓦斯抽采率在60% 以上, 消除了工作面的突出危险性, 为机械化采煤创造了有利条件[5]。对于无保护层开采的难抽采煤层工作面, 一般要进行水力压裂和水力冲孔等措施来提高煤层的透气性。如义煤集团李沟煤矿主采二1煤层, 该区域属于松软突出煤层, 采用传统的本煤层瓦斯抽采技术措施难以达到消突的目的, 采用底抽巷水力冲孔措施后, 瓦斯流量和瓦斯浓度增大了3 ~ 15 倍, 取得了较好的技术经济效果[6]。本煤层瓦斯抽采是工作面开采前、开采中可进行的抽采方式, 该法应用较为广泛, 平煤天安煤业20230 工作面主要采用顺层钻孔预抽本煤层瓦斯, 其瓦斯浓度在20% ~ 64% , 预抽效果良好[7]。

新景矿始建于1990 年, 2008 年矿井核定生产能力750 万t/a, 主采3#煤层, 至今该煤层发生煤与瓦斯突出事故200 余次, 经鉴定3#煤层为突出煤层, 新景矿为高瓦斯突出矿井。

芦南3#煤层瓦斯含量18. 17 m3/ t, 最大瓦斯压力为1. 75 MPa, 远高于《煤矿瓦斯抽采基本指标》8m3/ t和0. 74 MPa的要求, 煤层透气性系数0. 095 7~ 0. 569 2 m2/ ( MPa·d) , 属于可抽采—较难抽采煤层。该矿在开采15#煤层作为保护层的条件下, 采用单侧平行钻孔对芦南3#煤层7215 工作面进行瓦斯预抽, 以期降低该工作面的瓦斯压力与含量。

采用理论分析、数值计算和工业试验的方法对本煤层瓦斯抽采理论、新景矿芦南3#煤层有效抽采半径进行了分析, 通过工程实践降低了煤层瓦斯含量与瓦斯压力, 达到了安全生产的目的。

1 瓦斯抽采理论

瓦斯抽采理论主要是在太沙基有效应力原理和达西定律等基本原理的基础上建立和发展起来的理论, 该理论的核心是渗流理论, 通过研究瓦斯与煤岩体之间的相互作用关系进而表述瓦斯在煤层中的渗流形态[8]。通过研究瓦斯抽采理论可以理论上确定有效瓦斯抽采半径、抽采量, 并且可以进一步预测瓦斯抽采效果。目前存在的瓦斯抽采理论主要有:单一渗流理论、固—气耦合理论、固—热—气耦合理论3 种。以上3 种理论的共同假设条件为:

( 1) 煤层为连续介质, 顶底板几乎不透气。

( 2) 钻孔周围瓦斯流场呈径向分布, 且符合达西定律。

(3) 煤层瓦斯存在有吸附和游离2种形式。

由朗格缪尔方程, 吸附态瓦斯量为:

一般用孔隙率和瓦斯压力来计算游离瓦斯量:

通过整理可以得出:

( 4) 瓦斯在流动运移过程中遵循质量守恒定律, 因此可以建立瓦斯流动的连续方程:

式中, u为煤层瓦斯流动速度; X为煤层瓦斯含量; k为煤层透气率; μ 为瓦斯动力黏度; p为瓦斯压力; r为距钻孔轴线的距离; t为瓦斯流动的时间; a、b为吸附常数; M、A为煤中的水分、灰分, 取1. 01% 、7. 3% ; B为系数, 取1; n为煤的孔隙率。

1. 1 单一渗流理论

单一瓦斯渗流理论是基于达西定律建立起来的抽采理论, 该方法简单易行, 在煤矿生产中广泛采用。具有代表性的是周世宁院士提出的瓦斯运移理论[9], 按其假定煤岩孔隙率不随抽采时间而变化, 可进行以下推导:

将式 ( 1) 、式 ( 2) 代入式 ( 5) , 且有P = p2, 可得式 ( 6) 顺层钻孔瓦斯流动的方程:

其初始条件为: P |t = 0= P0= p02

式中, p1为钻孔抽采压力; p0为煤层原始瓦斯压力。

1. 2 气—固耦合理论

气—固耦合理论是指随着煤层中瓦斯的采出, 煤体骨架会发生一系列变化, 其中对瓦斯渗流场影响最为突出的就是煤岩体的孔隙率, 煤岩体孔隙率的变化影响到煤岩体的渗透性能。与1. 1 所述不同的是, 该理论也考虑了煤岩体的有效应力的变化。基于太沙基有效应力原理进行以下推导:

考虑瓦斯压力对煤岩体变形的影响, 根据太沙基有效应力的概念:

应力和体应力的平衡方程为[10]:

联立 ( 7) 、 ( 8) 两式则为用有效应力表达的平衡方程:

煤岩体的线弹性本构方程为[11]:

其中, σij为应力张量; εij为应变张量; Fi为体应力; p为瓦斯压力; α 为Biot系数; Dijkl为弹性张量。

煤岩体的变形影响着瓦斯在煤层内的运移, 这本质上是由于应力的改变 ( 煤岩体变形) 导致了渗透率的改变 ( 孔隙率变化) 。根据文献[12], 应力影响下煤岩体的孔隙率和渗透率分别为:

其中, n, nr, n0分别为动态孔隙率、高应力作用下孔隙率、初始孔隙率; αφ为应力敏感因子, 取5 ×10- 8Pa- 1;为平均有效应力[9], 表示3 个主应力; k, k0分别为动渗透率和初始渗透率。

将式 ( 1) 、式 ( 4) 代入式 ( 5) 可得式 ( 14) :

式 ( 12) 、式 ( 13) 、式 ( 14) 即为考虑气—固耦合模型的瓦斯渗流方程。

1. 3 固—热—气耦合理论

瓦斯的固—热—气耦合理论是在考虑煤岩体温度或温度差异影响下, 同时考虑太沙基有效应力原理和达西定律的煤岩体瓦斯渗流特性理论。目前对该理论的研究主要集中于实验室研究和数值研究等方面, 并没有大量推广至生产实践中。

以上介绍的3 种瓦斯抽采理论实质上是不同条件下煤层瓦斯渗流的特性规律。单一瓦斯渗流未考虑抽采过程中煤骨架发生的一系列变化, 其渗透系数为常数的假定, 虽然简化了分析过程, 但是与实际不符; 气—固耦合理论弥补了第一种理论渗透系数不改变的缺点, 其分析煤层瓦斯流场较为准确, 但是渗透率与应力 ( 或应变) 的本构关系需要进一步的研究; 固—热—气耦合理论较为复杂, 目前应用较少, 一般应用于实验研究。

2 芦南3#煤层有效瓦斯抽采半径的确定

煤层有效瓦斯抽采半径是瓦斯抽采设计与施工的一个重要参数, 确定瓦斯抽采半径的方法主要有计算机模拟法、压降法、示踪指标气体法等[13], 前2种方法应用较为广泛。本节拟采用计算机模拟的方法, 基于气—固耦合理论, 对新景矿芦南3#煤7215工作面瓦斯抽采有效半径进行模拟, 以期得到合理的有效抽采半径。

2. 1 建立模型

7215 工作面平均煤厚2. 56 m, 煤层近水平, 工作面埋深500 m, 钻孔终孔直径为135 mm, 可建立如图1 所示的瓦斯抽采单孔模型, 并采用自由划分三角形网格对模型进行划分。由地测部门提供的资料可获取煤层岩石及瓦斯参数 ( 表1) 。

2. 2 定解条件

初始条件: 测得原始瓦斯压力1. 75 MPa; 煤岩体位移uij= 0。

边界条件: ①渗流边界条件。上下边界瓦斯通量为0; 孔内抽采负压27 kPa;。②应力边界条件。模型上部边界受岩层压力10 MPa, 左右边界x方向位移固定, 下部为固定边界。

2. 3 模拟结果分析

分析计算机计算结果可得出预抽150, 100, 50 d时煤层的瓦斯压力变化 ( 图2) 。从图2 可以看出, 随着预抽期的增大, 抽采影响范围内煤层瓦斯压力呈现降低趋势; 且随着远离钻孔, 煤岩体瓦斯压力逐渐升高, 直至初始瓦斯压力值。

以瓦斯压力0. 74 MPa为临界值, 可以确定预抽期150 d时钻孔的有效抽采半径为0. 8 m, 这一分析结果与现场压降法测得的0. 83 m的结果相差不大。

参考文献[14]的算法:。其中, re为有效抽采半径, 可以确定布孔间距为1.13 m。因此, 建议矿方采用的孔间距不超过1.13 m。

3 7215 工作面瓦斯抽采工程实施

实施瓦斯预抽工程的地点是新景矿芦南3#煤7215 工作面, 该工作面井下位于芦南二区南翼中部, 根据地测部提供的煤层底板等高线图可知, 工作面走向长1 398 m, 倾斜长195 m, 煤层倾角平均为7°, 煤层平均厚度为2. 56 m。该工作面所掘3#煤层赋存稳定, 结构简单, 工业储量为890 499 t, 可采储量845 974 t。

按2 节分析钻孔间距设定为1 m, 钻孔距底板1. 5 ~ 1. 7 m, 单侧布孔进而覆盖整个工作面, 采用EH-260 钻机钻进, 设计孔深260 m。7215 工作面地面瓦斯抽采泵站采用2 台500 m3/ min水环式真空泵, 其最大抽采负压为55 kPa, 工作面进回风巷道选用满足抽采负压的铁管运送抽出的瓦斯。该工作面抽采系统可简述为: 7215 进回风铁管→芦南二区3#煤南翼回风巷铁管→佛洼风井铁管→瓦斯抽采泵站。

经计算管路的阻力矿方提供的瓦斯泵站完全满足抽采的要求。

按照既定的150 d预抽期预抽煤层瓦斯, 测得煤层中最大瓦斯压力为0. 5 MPa, 煤层瓦斯含量由18. 7 m3/ t降至6. 7 m3/ t, 两项指标皆满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》的要求, 为进行下一步的采掘工作提供了安全保障。

4 结论

( 1) 分析了芦南3#煤层瓦斯地质以及治理现状; 并分析了现存的几种瓦斯抽采理论的优势与不足, 合理选择瓦斯抽采理论并将其用于指导现场工程的施工, 取得了理想效果。

( 2) 基于气—固耦合理论以及芦南3#煤层的煤岩、瓦斯参数, 并利用数值分析程序对芦南3#煤层7215 工作面瓦斯渗流场进行可视化分析, 确定合理的有效抽采半径为0. 8 m, 建议矿方布孔间距不大于1. 13 m。

瓦斯与煤层气篇9

关键词：瓦斯压力；采动应力；响应；动力灾害

地应力、瓦斯在煤与瓦斯突出动力灾害事故中起着重要的作用，对煤岩体的受力状态、力学特征、渗透特性等具有一定的影响作用。在煤与瓦斯突出动力灾害中地应力、瓦斯作用机制复杂、多变，国内外众多学者对煤与瓦斯突出动力灾害中地应力、瓦斯的相互作用开展了大量的研究，取得了一系列成果。文献研究了工作面煤层瓦斯压力与采动应力的相互作用规律、深部高瓦斯工作面含瓦斯煤扩容过程的力学特征。文献研究了不同开采深度条件下，突出煤层在地应力和瓦斯压力作用下发生煤与瓦斯突出的全过程。文献研究了三软厚煤层综采面采动应力分布。文献研究了煤层采动裂隙、采动应力与瓦斯流动的耦合作用。文献对不同瓦斯压力下原煤三轴压缩全过程中渗透特性进行了探讨。文献研究了地应力的演化特征及构造应力对煤体结构、瓦斯压力和突出灾害的控制作用。文献研究了不同瓦斯压力下原煤和型煤的力学和渗透特性。文献研究了不同轴压围压条件下瓦斯压力对突出原煤的渗流特性。文献研究了瓦斯压力对突出煤及卸荷原煤的力学及渗透特性。文献研究了不同瓦斯压力下煤岩的声发射特征。上述研究多是在瓦斯压力对煤岩体渗透特性、力学特性、地应力和瓦斯压力在煤与瓦斯突出过程中的作用等方面取得的成果，对瓦斯压力的采动响应及其变化规律的研究成果较少。为获得煤层开采过程中采场围岩应力场的演化规律及瓦斯压力的变化规律，本文以朱集矿煤层开采技术条件和瓦斯赋存条件为背景，采用多物理场耦合分析软件COMSOL研究煤层开采过程中应力、瓦斯压力的分布特征及演化规律、应力演化规律对瓦斯压力变化的影响；基于煤岩体所处的应力状态、瓦斯压力、煤体的物理力学性质等主要影响因素，分析动力灾害发生的危险性和动力灾害的类型。

1.工程地质条件

1141（1）工作面位于东二11-2北盘区，西侧为DF112、DF113（逆）断层组，断层组西临东一北盘区1131（1）工作面（轨顺顶板巷已施工700m，轨顺未揭煤）；南侧为东翼系统大巷；北侧切眼临近DF141和F29断层，以北无采掘活动；东侧无采掘活动。对应上覆13-1煤层亦无采掘活动。各工作面位置和综合柱状图如图1所示。

11-2煤层平均厚度1.24m，瓦斯含量3.87～5.29m3/t，最大瓦斯压力O.32MPa。老顶主要成分为粉细砂岩，平均厚度为2.7m。直接顶主要成分为泥岩（部分为粉细砂岩），平均厚度为10.9m。直接底主要成分为泥岩（局部细砂岩），平均厚度为6.3m。

2.瓦斯压力的采动应力响应数值模拟

2.1数值模型的建立

数值模拟采用COMSOL的多孔弹性模块，模型长300m，高180m，为消除边界效应，模拟工作面从距模型左边界100m处开始开采，步长10m，模拟煤层开采0～100m的过程中采动应力、瓦斯压力的变化规律。计算采用的参数如表1～2所示，数值计算模型如图2所示。煤层顶底板为不透气岩层。

应力场边界条件：模型左右边界限制水平方向位移，底部边界限制垂直方向位移，模型上部为载荷边界条件，根据埋深计算上部边界载荷为10MPa。瓦斯渗流边界条件：瓦斯仅在煤层内流动，初始瓦斯压力为0.3MPa，煤层开采后暴露处的瓦斯压力为0.1MPa，其他边界的瓦斯流量为0。

2.2采动应力场分布及演化特征

图3为煤层开采前垂直应力分布云图，图4为煤层逐步开采过程中垂直应力云图及其变化规律。

由图3可知，煤层开采前，围岩应力处于静态平衡状态，应力均匀分布，无应力集中和卸压区域。随埋深的增加，应力以一定的应力梯度逐渐增加，围岩应力分布呈现很好的均匀性。

由图4可知，在煤层开采过程中，原岩应力静态平衡状态被打破，围岩受力状态经历了由三向应力状态到两向或单向受力状态的转变，开采空间周围围岩的应力重新分布，应力逐渐发生转移，在工作面前方煤体中产生应力集中区和卸压区。随着煤层的逐步开采，开采扰动强度和扰动影响范围逐渐增大，应力集中程度随开采扰动强度的增大而逐渐增大，应力集中系数分别为1.68，1.95，2.13，2.14，2.19，2.2，2.19，2.3，2.33，2.08，最大应力峰值系数为2.33。

在煤层的逐步开采过程中，工作面前方的煤岩体的应力状态经历了由原岩应力状态到应力集中再到应力降低的转变，可划分为原岩应力区、应力集中区和应力降低区。在围岩应力状态发生转变和应力不断转移的过程中，形成了应力分布的非均匀性。在开采扰动的作用下，应力分布的非均匀性导致煤岩体中应力分布局部集中和变形局部化，是引起裂隙萌生、扩展、相互作用直至最后贯通破坏的根源。

由图5可知，煤层开采后，煤岩体中的应力状态发生明显的转变，在工作面周围岩体中呈现明显且直观的应力集中区和应力降低区。应力集中区和降低区随着煤层的逐步开采不断前移，采空区上覆岩层的卸压范围逐步增大，采场周围煤岩体经历了应力集中区和降低区不断前移、采空区上覆岩层卸压范围逐步增大的动态演化过程。在煤层逐步开采的过程中，工作面前方煤体中产生了单驼峰状的峰值区域，随着煤层的持续开采，工作面前方煤体内始终存在单驼峰状形态的应力峰值区域，并不断向前移动。工作面前方煤体内的应力经历了先增大后降低并以单驼峰状的应力峰值区域逐渐向前移动的动态演化过程。

煤层逐步开采的过程中，工作面前方煤岩体内产生较大的应力集中使煤体发生剪切破坏，并伴随有裂隙的萌生、扩展、贯通，随后应力迅速降低，形成了较大的应力梯度，工作面近场的煤体受到破坏，发展为层裂体，该区域煤体承载能力大大降低，在工作面处几乎无承载能力。一般情况下，煤层开采引起的应力状态的缓慢改变，煤体释放的弹性潜能不足以诱发煤与瓦斯突出动力灾害事故，只有在高应力和瓦斯压力的前提下，并且工作面近场煤体的应力状态突然发生变化时，煤体释放的弹性潜能才可能诱发煤与瓦斯突出动力灾害事故。因此，工作面近场煤体的破坏是应力主导型的破坏，易于发生煤与瓦斯突出动力灾害，该区域是煤与瓦斯突出动力灾害的重点防控区域。

2.3瓦斯压力演化特征采动响应

图6为煤层开采前及开采稳定后瓦斯压力曲线，图7为煤层逐步开采过程中瓦斯压力变化曲线。

由图6～7可知，煤层开采前，瓦斯在煤层中处于一种动态平衡状态，瓦斯压力在煤层内呈现均匀性分布。

在煤层开采过程中，瓦斯在煤层中的平衡状态被打破，瓦斯发生非均衡性流动，在工作面前方煤体中产生瓦斯压力局部集中和降低，瓦斯压力集中程度随开采扰动强度的增大而逐渐增大，在工作面近场区域，尤其是靠近工作面范围内煤层的瓦斯压力迅速降低。在煤层的逐步开采过程中，工作面前方煤层内的瓦斯压力发生了由初始动态平衡状态到瓦斯压力逐渐升高再到瓦斯压力迅速降低的转变，大致可分为瓦斯压力初始动态平衡状态阶段、瓦斯压力升高阶段和瓦斯压力迅速降低阶段。工作面前方煤层内的瓦斯压力经历了先逐渐增大后迅速降低并随煤层的开采逐渐向前规律性移动的动态演化过程。

煤层停止开采后，随着时间的延长，瓦斯流动场的范围逐渐扩大并最终趋于稳定，瓦斯流动速度逐渐降低，瓦斯压力集中现象消失，瓦斯在煤层内的赋存达到了一种新的稳定的平衡状态。

3应力演化对瓦斯压力的影响作用分析

煤与瓦斯突出动力灾害的发生是一个能量释放的过程，受应力状态、瓦斯压力、煤体的物理力学性质、地质构造条件等主要因素的制约。为分析上述主要影响因素对动力灾害的贡献程度，构建动力灾害多因素耦合定性分析判据式中：a为应力状态，MPa；p为瓦斯压力，MPa；M为煤体的物理力学性质；G为地质构造条件。

煤与瓦斯突出动力灾害主要的制约因素可分为主观制约因素和客观制约因素，对于某一具体的煤层而言，煤体的物理力学性质和地质构造条件是客观存在的，属于客观制约因素，煤岩体所处的应力状态和瓦斯压力的变化是人为采掘扰动引起的，属于主观制约因素。

在煤与瓦斯突出动力灾害发生的过程中，应力和瓦斯压力是动力灾害发动、发展的动力。煤层的开采方式、开采速度、顶底板岩性等决定了开采的强度，不同的开采强度产生了不同的应力分布特征，如图8所示。

低应力集中程度条件下，煤岩体受到的采掘扰动强度小，应力变化缓慢，煤岩体受到破坏后释放弹性潜能的速度较小，诱发煤与瓦斯突出动力灾害的危险性较小。

高应力集中程度条件下，煤岩体受到的采掘扰动强度大，应力变化较快，煤岩体受到破坏后释放弹性潜能的速度较快，诱发煤与瓦斯突出动力灾害的危险性较大。在应力的演化过程中，煤岩体的结构经历了连续一似连续一非连续一散体的演化过程。

瓦斯压力的分布特征对煤与瓦斯突出动力灾害的发生有较大的影响，不同开采强度条件下瓦斯压力的分布规律如图9所示。

采掘空间形成后，随着煤壁暴露时间的延长，瓦斯流动场范围逐渐扩大，煤体内不容易形成较大的瓦斯压力梯度。在瓦斯压力均匀分布，无瓦斯富集的条件下，发生煤与瓦斯突出动力灾害的危险性小，当煤体瞬间暴露形成较大的瓦斯压力梯度时，容易发生煤与瓦斯突出动力灾害。

不同的开采强度引起了瓦斯压力分布和流动特征的不同。低应力集中程度条件下，瓦斯压力变化平缓，煤岩体内积聚的瓦斯内能也相对较小，诱发瓦斯动力灾害的危险性较小；高应力集中程度条件下，瓦斯压力变化明显，煤岩体内积聚的瓦斯内能较大，煤岩体破坏后释放的瓦斯内能较大，诱发瓦斯动力灾害的危险性较大。

根据上述分析，基于煤岩体所处的应力状态、瓦斯压力、煤体的物理力学性质、地质构造等主要影响因素，对煤与瓦斯突出动力灾害发生的危险性进行定性分析。

煤与瓦斯突出动力灾害的发生受多种因素的制约。对于地质构造简单、瓦斯压力和瓦斯含量小、煤体强度较大的煤层，在低应力集中程度条件下，煤岩体内积聚的弹性潜能和瓦斯内能较小，释放能量的时间较长，诱发瓦斯动力灾害的危险性小；对于地质构造复杂、瓦斯压力和瓦斯含量大、煤体强度较小的煤层，在高应力集中程度条件下，煤岩体内积聚的弹性潜能和瓦斯内能较大，若能量瞬间释放，则诱发瓦斯动力灾害的危险性大。

在高应力集中程度条件下，对于低瓦斯压力、低瓦斯含量的煤层，尤其是当采掘空间较大时，如回采工作面，主要是应力起主导作用，其它因素在一定程度上促进煤岩体发生剪切破坏，易诱发应力主导型的动力灾害；对于高瓦斯压力、高瓦斯含量的煤层，在高应力集中程度条件下，在动力灾害前期阶段，应力与瓦斯共同作用使煤体变形、屈服、破坏，并影响煤体内部裂隙系统的闭合与开放；在发展阶段，瓦斯与应力联合对煤体进行剥离、破碎；后期阶段完全由瓦斯作用来完成，应力基本不起作用，易于诱发应力一瓦斯共同作用主导型的动力灾害。

4小结

1）在煤层的逐步开采过程中，产生了应力集中区和降低区，工作面前方煤体内的应力经历了先增大后降低并以单驼峰状的应力峰值区域逐渐向前规律性移动的动态演化过程。

2）煤层开采后，在工作面前方煤体中出现了瓦斯压力局部集中和降低，瓦斯压力经历了先逐渐增大后迅速降低并随煤层的开采逐渐向前规律性移动的动态演化过程。

瓦斯与煤层气篇10

随着矿井向深部延伸,矿压增大,巷道会有不同程度的变形,造成挡尘帘骨架受力歪扭,不能使挡尘帘完全封闭巷道全断面,大大降低捕尘效果,工作面增加风量后,巷道风速增加,煤尘飞扬现象更加严重,因此瓦斯防控和煤尘治理形成了一对矛盾关系。

1 瓦斯与煤尘主动联合治理方案

在掘进工作面每天生产之前施工钻孔将煤体瓦斯提前释放,以减少掘进生产期间的瓦斯涌出量,同时对煤体进行高压注水湿润煤体,以降低落煤、出煤时产生的煤尘,这是瓦斯与煤尘主动联合治理的基本设计方案。

在掘进工作面迎头断面施工3个42mm注水孔,再在注水孔周边施工6个75mm排放孔,注水孔和排放孔深度均为8m(根据日掘进长度调整钻孔深度,留有2m钻孔超前距)。注水钻孔控制范围为巷道两侧轮廓线外至少1m,排放钻孔控制范围为巷道两侧轮廓线外至少5m(如图1所示)。使用专用高压注水泵对注水孔进行注水,注水压力10MPa~15MPa,采用专用注水封孔器封孔,以保证注水压力效果,当煤体注水达到效果后(注水孔两侧或工作面煤壁有“出汗”现象)停止高压注水。

2 方案的特征原理

通过高压注水使掘进工作面前方煤体产生裂隙,配合排放孔释放煤体赋存瓦斯,降低煤体瓦斯含量,注水达到效果后,煤层煤体含水量达到4%~6%,可降低煤尘的产生,改善现场作业环境。

施工排放钻孔不仅可以与高压注水产生的煤体裂隙共同起到释放瓦斯的作用,又可泄溢出煤体达到注水效果后多余的水分,防止煤体过量注水发生片帮事故,确保现场施工人员安全。

3 创新改造防尘装备

由于刚性骨架挡尘帘易受巷道变形损坏,维修更换频繁,因而在成本管理和工时利用上造成了一定的浪费。通过借鉴U型钢支架的支护原理和特性,创新改造出可缩性挡尘帘。

3.1 可缩性挡尘帘使用材料及伸缩原理

(1)材料组成:Φ8mm圆钢、4分铁管、螺丝。

(2)基本框架:钢筋作为防尘帘的骨架结构,可缩部分采用铁管配合螺丝进行伸缩配置。

(3)伸缩原理:钢筋骨架在遇到巷道变形地段时,通过在铁管内自由调节长度达到巷道规格要求。

3.2 可缩性挡尘帘安装方法

根据防尘帘规格截取不同尺寸的圆钢作为骨架结构,然后在骨架结构中部各使用铁管配合螺丝进行可缩部分,圆钢插在铁管内用螺丝进行横向与纵向长度调节;当防尘帘规格达到巷道所需规格后,上紧螺丝固定圆钢,达到伸缩效果。

4 应用效果