瓦斯基础参数与突出危险性区划

《瓦斯基础参数与突出危险性区划》由会员分享，可在线阅读，更多相关《瓦斯基础参数与突出危险性区划（31页珍藏版）》请在装配图网上搜索。

1、丁集矿11-2煤层瓦斯基础参数测定与煤与瓦斯突出危险性区域划分阶段报告淮南矿业集团河南理工大学2009年4月目 录1 绪言31.1 主要研究内容31.2 主要考核指标41.3 总体完成情况42 试验矿井概况52.1矿井概况52.2矿井边界52.3矿井构造形态62.4煤层地系62.5矿井瓦斯情况82.6 11-2煤层概况83 11-2煤层瓦斯赋存规律研究113.1 11-2煤层地勘瓦斯含量分析113.2 实测瓦斯含量分析133.3 煤层瓦斯压力分析154 瓦斯抽放基础参数测定194.1 透气性系数测定194.2 钻孔瓦斯流量衰减系数测定234.3 钻孔瓦斯抽放影响半径245 煤体结构特征275.

2、1 11-2煤层煤体结构参数275.2 构造软煤分布特征286 11-2煤层瓦斯动力现象特征及控制因素分析296.1 11-2煤层瓦斯动力现象特征296.2 11-2煤层瓦斯动力现象的主要控制因素296.3 11-2煤层突出危险性倾向301 绪言1.1 主要研究内容项目围绕丁集矿11-2煤层的瓦斯基础参数测试、11-2煤层瓦斯地质图修编和突出危险性区划的研究目标，以目前的主要生产区为研究对象，在查明构造发育特征的基础上，按瓦斯地质单元选择典型测点开展11-2煤层瓦斯压力、瓦斯含量、孔隙率、煤层透气性系数、抽放有效影响半径等相关瓦斯基础参数的测定，并指导13-1煤层瓦斯基础参数测定，结合地堪瓦斯

3、含量评价修正，建立瓦斯资料数据库和编绘瓦斯地质图，以此为基础，采用瓦斯地质法为主的综合法，开展11-2煤层的煤与瓦斯突出区域划分。为了达到上述目标，开展资料整理和参数测定等具体研究工作。（1）丁集矿11-2煤层的瓦斯地质单元划分以地质勘探资料、三维地震探测资料和巷道揭露资料等三方面的地质构造资料，分析丁集矿11-2煤层的构造发育特征，并结合地勘瓦斯含量和历史瓦斯含量，初步分析不同地质构造对瓦斯分布的控制作用，划分瓦斯地质单元，为煤层瓦斯基础参数测点的选择奠定基础。（2）煤层瓦斯基础参数测定煤层瓦斯压力测定：按瓦斯地质单元开展瓦斯压力测定，采用快速测压法，在每个瓦斯地质单元直接测定35个瓦斯压力

4、，并配套测定瓦斯含量、吸附常数、工业分析和孔隙率等参数，间接计算瓦斯压力，并作对比分析。煤层瓦斯含量测定：沿正在掘进的煤巷每间隔100m左右测定一组瓦斯含量，每个瓦斯地质单元测定5套以上的瓦斯含量。煤层透气性系数：选择与煤层倾角较大的瓦斯压力测点，穿透全煤层测定不同时间的瓦斯流量，测定34套煤层透气性系数。抽放钻孔有效影响半径考察：根据消突要求和不同抽放时间要求，采用距抽放孔不同距离的瓦斯压力、瓦斯含量变化，并通过回归分析确定两层煤的合理有效抽放半径。超前钻孔排放半径考察：采用钻孔流量法或钻屑解吸指标法考察两层煤的有效排放半径。（3）瓦斯地质图修编以上数据为基础，研究11-2煤层每个瓦斯单元瓦

5、斯压力和含量随埋深或基岩的变化规律，并结合煤体结构的钻孔测井曲线判识、井下观测和实验室实验，绘制包括基岩厚度、瓦斯压力（含量）和构造软煤厚度等值线。（4）突出危险性区域划分根据丁集矿及邻近矿的突出点的瓦斯地质条件，建立适合丁集矿的煤与瓦斯突出区域预测指标及临界值，并结合以上3项研究结果，对11-2煤层进行突出危险性区域划分。1.2 主要考核指标（1）准确测定两层煤5套以上瓦斯压力、20个左右的瓦斯含量、3套以上煤层透气性系数和合理的有效抽采半径和排放半径等参数；（2）提供两层煤的瓦斯地质图各3套；（3）无突出危险区域预测准确率为100%，有突出危险区域预测准确率达到75%以上，保障工作面安全高

6、效开采。1.3 总体完成情况测定11-2煤层原煤瓦斯含量22个、瓦斯压力3个、吸附常数及工业分析6套，基本掌握11-2煤层瓦斯赋存规律；测定了11-2煤层西翼透气性系数2套、衰减系数和极限钻孔抽放瓦斯量各1套、钻孔抽放半径2套，分析了11-2煤层抽放半径与时间的关系；煤体结构参数23套，掌握了丁集矿构造软煤的发育程度；煤与瓦斯突出特征和倾向性均以压出为主。2 试验矿井概况2.1矿井概况丁集矿位于安徽省淮南市西北部，距淮南市洞山约50km，行政区划隶属淮南市潘集区和凤台县境内。地理坐标为东经11633161164237，北纬324726325431。矿井设计生产能力5.0Mt/a，服务年限87.

7、8a。丁集煤矿交通便利，凤台蒙城公路穿越井田中部, 且与凤台淮南等公路相接，沿凤蒙公路至凤台港与淮河水运相接，淮南阜阳铁路从井田南缘通过，矿井中心距凤台车站约10km，该车站东到蚌埠约110km，西至阜阳约100km，分别与京沪、京九铁路相接。矿区铁路专用线和矿区公路在矿井南部经过,交通极为便利，交通位置见图2-1。图2-1丁集煤矿交通位置图2.2矿井边界丁集井田东起十五线与潘三、潘四井田相邻，西至经距39458000线的11-2煤层露头线，北起F27、F81-1断层，南至F87断层及13-1煤层-1000m等高线地面投影线及勘查登记井田边界，东西走向长1215km，南北倾向宽11km左右，面

8、积为107.09km2。2.3矿井构造形态本区位于淮南复向斜中北部，井田东段为潘集背斜西缘；井田西段为陈桥背斜东翼与潘集背斜西缘的衔接带。潘集背斜轴及地层走向近东西展布。北部为宽缓背斜，形态较为完整，两翼地层倾角1015；背斜南翼为井田主体部分，总体为一单斜构造。地层走向呈波状曲线变化，断层发育，以走向逆断层为主，井田东段东部有岩浆岩侵入影响煤层。 井田西段位于陈桥背斜东翼与潘集背斜西部的衔接带，总体构造形态为走向南北，向东倾斜的单斜构造，地层倾斜平缓，倾角515，并有发育不均的次级宽缓褶曲和断层。丁集井田地层走向变化和构造特征，取决于区域构造背景，受潘集、陈桥背斜的控制。潘集、陈桥背斜均为北

9、西走向，然而它们呈错位排列，轴位错开约6km。潘集、陈桥背斜的排列形式，构成了背斜南翼地层走向呈北西南北北西的“S”形态。本区共揭露断层88条，其中有正断层50条，逆断层38条；落差大于30m的断层39条。落差大于10m、小于30m的断层17条，落差等于小于10m的断层22条；其中查明的58条，查出的30条。见图2-2丁集井田构造纲要图。丁集矿井位于淮南复向斜中北部，系潘集背斜的西段，西与潘集陈桥背斜S型扭曲的东段相接，主体属潘集背斜南翼，主要断层呈东西向展布。北部F151断层以北区域，小范围内存在次一级的褶曲构造和岩浆岩侵入体，地层倾角1015；中部广大范围地层平缓，地层倾角35；深部地层近

10、于水平，断层稀少。总体评价本区构造复杂程度属中等。2.4煤层地系丁集井田内二叠系除上部石千峰组为非含煤段，其它地层为含煤图2-2 丁集井田构造纲要图段，总厚742.72m，含煤段的可采煤层集中分布在煤系下段350m内，即可采煤层集中分布在二叠系下部，13-1煤至太原组一灰之间的层段中，含定名煤层29层，总厚约27.0m，含煤系数为3.6%，其中可采煤层9层，平均可采总厚20.78m，占煤层总厚的77%；煤系中上部第5、6、7含煤段有煤层11层，总厚2.3m，内含局部可采煤层，这些煤层大多质差、层薄、结构复杂，变化大，常尖灭或相变为炭质泥岩，为不稳定煤层。丁集井田可采煤层简况见表2-1。表2-1

11、 丁集井田可采煤层简况表煤层最小厚度最大厚度平均厚度含夹矸层数煤层结构可采范围稳定性102.130.93一般不含简单局部可采不稳定306.432.88一般不含简单局部可采不稳定4-10.3311.873.34一般不含简单全区可采稳定4-204.131.56一般不含简单全区基本可采较稳定5-10.836.153.0812较简单全区可采稳定7-202.870.87一般不含简单局部可采不稳定80.254.842.2312较简单全区可采较稳定11-20.366.052.1912较简单全区基本可采稳定13-10.5010.683.7012较简单全区可采稳定2.5矿井瓦斯情况根据地质报告，煤层瓦斯含量测试

12、的最大值分别为：13-1煤层17.33m3/t.r（16-1孔-897.86m）、11-2煤层12.95m3/t.r（5-28孔-563.66m）、8煤层13.6747m3/tr（23-14孔-914.75m）、4-1煤层9.91m3/t.r（16-4孔-657.98m），瓦斯分布不均匀，但有明显的分区分带。2.6 11-2煤层概况11-2煤层厚度0.446.05m，平均煤厚2.49m。一般厚23m，除17-14孔外，全区可采，煤层厚度变化小，变化规律明显（厚度突变点均为构造煤），二十八线以西一般厚23m，二十八线以东厚度一般在2m以下，局部有少数不可采点，厚度略小于可采厚度，形成小片不可采区

13、。煤层结构较简单，局部有12层夹矸，井田东部局部煤层被岩浆岩侵蚀，煤质变化不大，变异系数35.48%，可采指数95.9%，属稳定煤层，先期地段稳定程度较其它地段好。顶板砂质泥岩，富含植物化石，底板为泥岩或砂质泥岩，煤层上下各有12层薄煤，分别为11-1、11-3煤，均不可采。煤层下部30m处有一层花斑状砂质泥岩，是对比11-2煤层依据之一，对比可靠。下距8煤层平均间距80.13m。11-2煤是丁集井田主要可采煤层。3 11-2煤层瓦斯赋存规律研究煤层瓦斯的赋存是发生煤与瓦斯突出的主要因素之一，煤层瓦斯赋存规律为专项措施原煤瓦斯含量的取值提供理论指导。3.1 11-2煤层地勘瓦斯含量分析丁集井田

14、11-2煤层在地勘期间共获得合格瓦斯样37个（同一采样点取最大值），并且采样深度在-500-1050 m 之间，且-800m以下水平居多，测试方法多为解吸法，少量采用集气式。对地勘瓦斯含量进行修正后得到11-2煤层地勘瓦斯含量测定成果表3-2。表3-1 11-2煤层瓦斯含量测定成果表煤层水平(m)基岩盖层平均厚度（m）瓦斯含量（m3/t）瓦斯成分（%）CH4CO2CH4CO2N211-2-500-60092.78(6)0.003-12.950.02-2.090.05-76.042.56-10.1416.72-97.393.30(6)0.52(6)44.87(6)6.84(6)48.01(6)-

15、600-700193.73(3)0.03-1.330.04-0.310.29-32.170.19-9.4060.20-99.520.67(3)0.20(3)20.69(3)5.74(3)73.57(3)-700-800291.89(6)0.01-5.980.15-0.680.00-93.701.87-19.812.06-92.422.53(6)0.33(6)53.51(6)8.87(6)37.57(6)-800-900398.89(14)0.05-12.850.09-1.673.54-94.411.31-59.703.65-55.805.14(14)0.54(14)67.83(14)10.07

16、(14)22.02(14)-900以下503.08(8)4.16-7.680.28-2.2155.24-86.943.36-9.753.31-35.316.23(8)0.84(8)77.94(8)6.67(8)14.82(8)根据表3-2中所列地勘期间测定合格的37个瓦斯含量样品，绘制了11-2煤层瓦斯成分分布图，见图3-1所示。由表3-2和图3-1可以看出，11-2煤层CO2-N2带深度距基岩界面垂深约60m，N2-CH4带距基岩界面垂深60370m范围内，距基岩界面垂深370m以下为CH4带。图3-1 11-2煤层瓦斯成分分布图从测试的11-2煤层瓦斯含量数据上看，测定结果和采样地点都呈不

17、均匀性分布，而简单的取平均值又不能反映煤层瓦斯赋存的基本规律和特征，因此，在现有数据和材料的基础上，对11-2煤层瓦斯含量与煤层埋深（底板标高）进行了相关性分析。分析结果见图3-2和图3-3所示。图3-2 11-2煤层瓦斯含量与煤层底板标高线性回归关系分析图图3-3 11-2煤层瓦斯含量与煤层底板标高对数回归关系分析图根据回归分析，建立了如下回归方程：W=-0.0157h-8.4124 n=33 r=0.8371 W=11.623（h）-73.02 n=29 r=0.8854 其中 W煤层瓦斯含量，m3/t； h煤层板标高，m；式中h取正值（因对数函数变量为正值）。11-2煤层瓦斯含量随着煤层

18、的埋深增加而增大，从上述回归方程可以看出煤层瓦斯含量与煤层底板标高的关系，11-2煤层对数回归方程式的相关性较好。3.2 实测瓦斯含量分析项目研究期间，按照顺层长钻孔大尺度消突措施效果考察实施方案的要求，根据丁集煤矿11-2煤层掘进情况，在1422（1）运顺、轨顺，1311（1）运顺、轨顺，1321（1）运顺、1252（1）运顺和测压点采样做了煤层瓦斯含量实测值28个，包括实测2个突出点的瓦斯含量，其中原煤瓦斯含量22个，值域见表3-3。从测定结果上看，西部较东部煤层埋藏深，煤层瓦斯含量大，所测数据与地勘期间煤层瓦斯含量基本相符，目前采掘范围内煤层瓦斯含量在3.637.13m3/t，多数在5.

19、56.5m3/t之间，在构造带和软煤发育区瓦斯含量较正常区域大。基本涵盖了丁集矿11-2煤层的主要采掘区，为顺层长钻孔专项措施的评价提供了原始瓦斯含量数据基础。表3-3 实测煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量测定地点测点标高（m）瓦斯含量（m3/t）1422（1）轨道顺槽14#钻场-8895.721422（1）运输顺槽25#钻场-8926.451422（1）底抽巷测压点1#孔-8886.071422（1）底抽巷测压点2#孔-8886.071422（1）轨顺第27#钻场11#钻孔-8856.261422（1）运顺40#钻场迎头-8807.13西二辅助运输大巷测压点1#孔-8856.47西二辅助运输大巷测压

20、点2#孔-8856.261252（1）运输顺槽22#钻场-9005.251311（1）运输顺槽30#钻场-8025.901311（1）运输顺槽32#钻场-7995.571311（1）轨道顺槽22#钻场前58m处-8195.511311（1）运道顺槽42#钻场迎头-7784.511311（1）轨道顺槽35#钻场迎头-8094.891311（1）轨道顺槽切眼开口处-7956.521311（1）运输顺槽切眼1#钻场-7953.781321（1）运输顺槽5#钻场-8295.601321（1）运输顺槽12#钻场-8336.611321（1）运输顺槽1#钻场迎头-8333.631262（1）运输顺槽突出点

21、处-8886.51东部集中回风大巷突出点处-8244.27西11-2北轨道大巷P5压力孔-8907.64从表3-3中的数据不能看出11-2煤层瓦斯含量变化规律，为了指导11-2煤层采掘期间的瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出防治，需搞清瓦斯含量的变化规律。利用表3-3中的数据，去掉1个离散点，采用21个比较可靠的原煤瓦斯含量，拟合了煤层瓦斯含量与煤层底板等高线的关系，如图3-4所示。图3-4 11-2煤层原煤瓦斯含量与煤层底板等高线的关系图如图3-4所示，煤层瓦斯含量与煤层底板等高线有如下关系： （3-3）如式（4-3）所示，丁集矿11-2煤层的瓦斯含量梯度为0.0126m3/t/m，即底板标高加深

22、100m，瓦斯含量总体增加1.26m3/t左右，目前11-2煤层的采掘范围在-770m-900m之间，瓦斯含量总体在4.826.50m3/t之间；瓦斯含量与煤层底板等高线的相关系数相对较低，反映了地质构造和顶底板等其它因素对瓦斯含量的影响。3.3 煤层瓦斯压力分析3.3.1 直接测定采用直接测定法，在11-2煤层测定瓦斯压力4套，测出真实瓦斯压力3套，结果如表3-4所示。压力恢复曲线如图3-53-6所示。表3-4 11-2煤层瓦斯压力测定结果表测定地点标高(m)瓦斯压力(MPa)西11-2北采区矸石皮带机大巷测压-8900.61西二11-2辅助运输大巷南段-8900.83西11-2西北运输大巷

23、北段5号压力孔-8901.36图3-5 丁集矿11-2西北运输大巷压力P5 孔压力图3-6 丁集矿西11-2北采区矸石胶带机大巷测压力3.3.2 吸附常数及工业分析在11-2煤层采用高压容量法测定了6套a、b值及工业分析，结果如表3-5所示，为间接计算煤层瓦斯压力提供数据基础，如表3-5所示，11-2煤层的吸附常数和工业分析值变化较大。表3-5 煤对瓦斯吸附常数、工业分析及孔隙率测定结果表测试地点吸附常数灰分(%)水分(%)视密度(t/m3)孔隙率()a(m3/t)b(Mpa-1)1422(1)运顺25#钻场18.8670.3717.071.651.307.80西二辅助运输大巷1#测压孔26.

24、0030.15124.272.531.388.611311（1）轨顺28#钻场前56m处21.7270.41314.981.581.307.801422(1)轨顺第16#钻场迎头13#钻孔27.4150.23016.111.661.348.221422（1）底抽巷测压点煤样29.9690.146243.451.397.9511-2煤层突出点38.3470.24624.611.481.378.673.3.3 瓦斯压力间接计算采用煤矿瓦斯抽采基本指标AQ1026-2007中规定的煤层瓦斯含量与瓦斯压力换算公式，如公式3-4所示，可将井下实测的21套煤层瓦斯含量和8套地勘煤层瓦斯含量间接计算成煤层瓦

25、斯压力： （3-4）式中 煤层瓦斯含量，m3/t；吸附常数；煤层绝对瓦斯压力，MPa；煤的灰分，%；煤的水分，%；煤的孔隙率，m3/m3；煤的容重(假比重)，t/m3。利用表3-5所示的煤对瓦斯吸附常数、测定吸附常数时做的灰分、水分孔隙率和假密度等参数，采用就近原则，可间接计算出21个瓦斯含量测点处的煤层绝对瓦斯压力，计算结果见表3-6。表3-6 瓦斯压力间接计算结果表煤层瓦斯含量测定地点测点标高（m）瓦斯含量（m3/t）瓦斯压力（MPa）1422（1）轨道顺槽14#钻场-8895.721.751422（1）运输顺槽25#钻场-8926.452.301422（1）底抽巷测压点1#孔-8886.

26、072.581422（1）轨顺第27#钻场11#钻孔-8856.261.961422（1）运顺40#钻场迎头-8807.132.70西二辅助运输大巷测压点1#孔-8856.471.43西二辅助运输大巷测压点2#孔-8856.261.371252（1）运输顺槽22#钻场-9005.252.381311（1）运输顺槽30#钻场-8025.901.471311（1）运输顺槽32#钻场-7995.571.351311（1）轨道顺槽22#钻场前58m-8195.511.321311（1）运道顺槽42#钻场迎头-7784.511.01311（1）轨道顺槽35#钻场迎头-8094.891.11311（1）轨

27、道顺槽切眼开口处-7956.521.71311（1）运输顺槽切眼1#钻场-7953.780.781321（1）运输顺槽5#钻场-8295.601.351321（1）运输顺槽12#钻场-8336.611.741321（1）运输顺槽1#钻场迎头-8333.630.751262（1）运输顺槽突出点处-8886.512.33东部集中回风大巷突出点处-8244.270.86西11-2北轨道大巷P5压力孔-8907.641.574 瓦斯抽放基础参数测定瓦斯抽放基础参数包括煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数和钻孔瓦斯抽放半径等基础参数，瓦斯抽放基础参数用来评价抽放的可行性和指导抽放方法及抽放参数的确定。4

28、.1 透气性系数测定煤层透气性系数的测定方法采用在径向不稳定流动的基础上建立的径向流量法，采用该法时按下列步骤进行。4.1.1 打钻孔测定煤层瓦斯压力由石门或其他围岩巷道向煤层打测压钻孔，钻孔与煤层交角应尽量接近90，钻孔要打穿煤层全厚，孔径不限。记录钻孔的方位角、仰角和钻孔在煤层中的长度。记录钻孔见煤和打完煤层的时间(年、月、日、时、分)，取这两个时间的平均值作为钻孔开始排放瓦斯时间的起点。钻孔打完后，清洗钻孔，封孔测瓦斯压力（图4-1）。上压力表之前测定钻孔瓦斯流量，并记录流量与测定流量的时间(年、月、日、时、分)。当压力表读数上升至稳定的最高位时，即为煤层原始瓦斯压力值。图4-1 煤层透

29、气性测定示意图1一钻孔；2一测压管；3一压力表；4一阀门；5一流量计；6封孔段；7一煤层4.1.2 测定钻孔瓦斯流量卸下压力表排放瓦斯，卸压ld以后进行测定钻孔瓦斯流量，在测定时要记录时间(年、月、日、时、分) ，即卸表大量排放瓦斯时间与每次测定瓦斯流量的时间，两者的时间差即为时间准数中的值。测量流量的仪表，当流量大时可用小型孔板流量计或浮子流量计，而流量小时可用0.5m3/h的湿式气体流量计(煤气表)。封孔后上表前测得的流量也可用来计算透气性系数。4.1.3 测定煤的瓦斯含量系数煤层的瓦斯含量系数一般是在实验室通过吸附试验确定的。4.1.4 透气性系数的计算方法钻孔瓦斯流动是径向不稳定流动，

30、求出其流动方程的解析解是困难的。中国矿业大学在实验室用相似模型试验的方法进行试验，并以相似准数表达了试验的结果。径向不稳定流动的计算公式为： (4-1)式中： Y流量准数，无因次；时间准数，无因此；a,b无因次系数。 (4-2) t (4-3)式中：P0煤层原始绝对瓦斯压力(表压力加0.1)，MPa；P1钻孔中的瓦斯压力，一般为0.1MPa；煤层透气性系数，m2/(MPa2d)；钻孔半径，m；q在排放时间为t时、钻孔煤壁单位面积的瓦斯流量，m3/(m2d)； (4-4)Q在时间为t时测出的钻孔流量，m3/d；L一钻孔见煤长度，一般为煤层厚度，m；t从钻孔卸压到测定钻孔瓦斯流量的时间，d；a煤层

31、瓦斯含量系数，； (4-5)X煤的瓦斯含量，m3/t；P确定煤瓦斯含量时的瓦斯压力，MPa。为了简化计算，导出如下计算透气性的公式： (4-6) (4-7)其中： ， t (4-8)由于流量准数与时间准数的关系难以用简单的公式表达，故按时间准数分段表示，得出以下专门计算透气件系数的公式：由于计算透气性系数公式式子较多，须采用试算法来确定选取的计算式。即先选用其中任一个式子计算出值，然后将算出的值代人公式，校验是否在选用公式的适用范围内。如在试用范围，则选式正确，算出的值即为煤层透气性系数；如不在适用范围，则需重新选公式计算值，更新校验值是否在选用公式的适用范围内。测定透气性系数时应注意如下事项

32、：（1）打测压钻孔时要注意有无喷孔，如有喷孔，应测定喷出煤量，然后折合计算孔径；（2）测定钻孔瓦斯流量时，可在不同时间多测几个瓦斯流量值，以便分析距钻孔不同距离煤体透气性的变化规律；（3）卸压后到测定流量时间长时，钻孔见煤长度可不取实测值（如钻孔与煤层面斜交），而取等于煤厚；如时间短，则L值可取为钻孔见煤长度。4.1.4 透气性系数测定结果根据上述原则，在丁集矿11-2煤层西11-2西北运输大巷5号压力孔和西11-2北采区矸石皮带机大巷测压孔，通过测试煤层瓦斯压力、瓦斯含量和瓦斯流量，并由此计算该位置的透气性系数。计算参数和结果如表4-1、4-2所示。表4-1 计算透气性系数时参数表测点煤层原

33、始瓦斯压力（MPa）孔口瓦斯压力（MPa）钻孔半径（m）测试时间（d）时间t时的流量（m3/d）见煤长度（m）西11-2西北运输大巷1.380.10.3755.230.280322.0西11-2北采区矸石皮带机大巷0.510.10.3250.09720.05422.0表4-2 煤层透气性系数计算结果测点qm3/(m2.d)A Bm2/(MPa2d)西11-2西北运输大巷0.0594860.01212636.009280.007314810.263401西11-2北采区矸石皮带机大巷0.1327110.01724514.797750.007496650.110934如表4-2所示，11-2煤层的

34、西翼测定的两个煤层透气性系数相差不大，基本为0.00730.0075 m2/(MPa2d)之间，即（1.8251.875）10-4mD（毫达西），反映了11-2煤层的透气性较差。4.2 钻孔瓦斯流量衰减系数测定钻孔瓦斯流量衰减系数是表示钻孔瓦斯流量随时间延长呈衰减变化的系数。不受采动影响的条件下，煤层内钻孔的瓦斯流量随时间呈衰减变化的特性系数称钻孔瓦斯流量衰减系数。它可以作为评价煤层预抽瓦斯难易程度的一个指标。测定方法是选择有代表性的地区，打直径113mm的钻孔，测定其初始瓦斯流量q0，经过t，测其流量qt，因钻孔瓦斯流量按负指数函数规律衰减，用负指数函数表示则有： （4-9）式中：钻孔流量衰

35、减系数，d1； q0钻孔初始瓦斯流量，m3d； qt经过t时间的钻孔瓦斯流量，m3d； t时间，d。在丁集矿11-2煤层西11-2西北运输大巷5号压力孔处进行了钻孔瓦斯流量衰减系数的测定，共计测定了6组流量数据，通过拟合钻孔瓦斯流量与时间的关系得出钻孔瓦斯流量衰减系数（见图4-2）。图4-2 钻孔瓦斯流量衰减系数拟合曲线图如图4-2所示，丁集矿11-2煤层西翼的钻孔瓦斯流量衰减系数为0.4601d-1，反映了11-2煤层钻孔瓦斯流量衰减较快。通过对qt（即4-9式）积分，可求出钻孔抽放时间为无穷大时的极限抽放瓦斯量（Qj），积分结果如式（4-10）所示： （4-10）将初始瓦斯流量和q0衰减系

36、数代入上式，可计算出丁集矿11-2煤层钻孔极限抽放瓦斯量为30.46m3。4.3 钻孔瓦斯抽放影响半径4.3.1 抽放半径现场考察压力观测孔压力稳定后，于2008年8月1日早班在距该观测孔2.5m处施工133mm抽放孔A，并于中班开始合茬抽放。连续抽放8天，在A抽放钻孔抽放期间，压力观测孔读数变化如图4-3所示。图4-3 A钻孔抽放期间压力观测孔变化曲线通过图4-3可以看出，距压力观测孔2.5m处133mm抽放孔A连续抽放8天，压力观测钻孔压力读数变化不明显，因此，可以判定该抽放钻孔A在7天的抽放时间影响半径不到2.5m。2008年8月9日A抽放钻孔停止抽放，8月11日早班在A抽放孔的另一侧距

37、观测孔2.3m处施工抽放钻孔B，并于11日19：30开始抽放，在B抽放钻孔连续抽放期间，压力变化曲线如图4-4所示。图4-4 B钻孔抽放期间压力观测孔读数变化曲线通过图4-4可以看出，距压力观测孔2.3m处133mm抽放孔B连续抽放7天，压力观测钻孔压力读数变化明显，变化幅度达50%，因此，可以判定该抽放钻孔B在7天的抽放时间影响半径为2.3m。因此，综合以上分析，可以得出，丁集煤矿11-2煤层执行的133mm顺层抽放钻孔的有效影响半径为：2.5mR2.3m。同样方法，测定了抽放3天时间的抽放半径为1.4m。4.3.3 抽放半径与抽放时间的拟合分析在赋存条件一定的情况下，钻孔周围煤层透气性变化

38、与预抽量成正比，根据对瓦斯流动的相关分析，结果是钻孔抽放瓦斯有效抽放半径r(m)与抽放时间t ( d)之间符合幂函数关系，即： （4-11）将以上抽放3天和抽放7天的有效影响半径分别代入上式，得丁集矿11-2煤层的抽放时间与抽放半径的关系式： （4-12）抽放半径与抽放时间的关系如图，抽放1天的有效影响半径为0.77m，抽放一个月的有效影响半径为5.71m，抽放3个月的有效影响半径为10.72m，抽放一年的半径为24.15m。4-5 抽放半径与抽放时间关系图5 煤体结构特征5.1 11-2煤层煤体结构参数 11-2煤为黑色，以粉末状、块状为主，部分片状；煤层结构以条带状为主，多为暗煤，含少量亮

39、煤和镜煤条带。且在11-2煤层下部多含一薄层泥岩或炭质泥岩夹矸，厚约0.10.2m。根据井下揭露煤层和巷道观测，11-2煤普遍较硬，偶尔发育较薄软分层。在考察期间，收集到淮南矿业集团通风实验室测定的11-2煤层煤体结构参数23套，河南理工大学在考察试验期间采集11-2煤层新鲜煤样14套进行了煤体结构参数的实验室测定，测定结果见表3-1。表3-1 丁集煤矿11-2煤层煤体结构参数测定结果序号采样地点f值PK值1东部集中回风大巷10.7268.3321252（1）运输顺槽1.035.55.3431422（1）轨道顺槽1.3043.0841422（1）运输顺槽0.755.57.3351311（1）轨

40、道顺槽0.8244.8861311（1）运输顺槽1.0732.807西部11-2回风联巷5#孔0.604.57.508西部11-2回风联巷1#孔0.5647.1491262（1）运输顺槽1721米0.5846.9101262（1）运输顺槽1414米0.47817.0211南辅助运输大巷3#孔0.7633.9512南辅助运输大巷4#孔1.0232.94131262（1）运输顺槽200米0.6446.25141262（1）运输顺槽400米0.6745.97151262（1）运输顺槽600米0.6745.97161262（1）运输顺槽800米0.6646.06171262（1）运输顺槽1000米1.

41、1176.31181262（1）运输顺槽1200米0.856.25191262（1）轨道顺槽200米0.5846.90201262（1）轨道顺槽400米0.5559.09211262（1）轨道顺槽600米0.5559.09221262（1）轨道顺槽800米0.59610.17231262（1）轨道顺槽1000米0.7556.67241422（1）运输顺槽25#钻场（软煤）0.38513.16 251422（1）运输顺槽25#钻场（硬煤）0.8333.61 261422（1）轨道顺槽14#钻场0.7322.74 271311（1）轨道顺槽27#钻场0.862.52.91 281321（1）运输顺

42、槽5#钻场0.6845.88 291311（1）轨道顺槽28#钻场前56m处迎头0.43613.95 301252（1）运输顺槽17#钻场0.794.55.70 311252（1）运输顺槽17#钻场前98m处迎头0.8855.68 321311（1）运输顺槽30#钻场0.7157.04 331422（1）运输顺槽30#钻场0.653.55.38 341422（1）轨道顺槽16#钻场处迎头0.873.54.02 351422（1）底抽巷测压点0.9622.08361422（1）轨道顺槽27#钻场0.8344.82371311轨顺35#钻场处迎头0.5559.09123号煤样为丁集矿委托局通风实验

43、室测定；2437号煤样为河南理工大学测定从表3-1所测定的11-2煤层煤体结构参数上可以看出，煤的坚固性系数普遍在0.5以上，个别小于0.5；煤瓦斯放散初速度普遍较小，均小于10，因此，可以看出，11-2煤煤体普遍较硬，偶有软煤发育，煤变质程度较低，瓦斯放散能力较差。5.2 构造软煤分布特征根据井下观测和测井曲线判识，11-2煤层的正常区域构造软煤不发育，在0.10.2m厚，主要分布在中下部，但遇断层等构造带处，构造软煤较厚。具体分布特征需进一步分析。6 11-2煤层瓦斯动力现象特征及控制因素分析丁集煤矿在基建期间，11-2煤层发生了2次突出。第一次于2006年11月25日在西一采区1262（

44、1）运输顺槽距预测点（52#）向前施工3m处，压出煤量约9t，压出瓦斯约365m3；第二次于2007年3月16日东部11-2煤层集中回风大巷掘进过程中，压出煤量约5t，压出后回风流最大瓦斯浓度为4%，超限时间为13min，压出瓦斯量约225 m3。6.1 11-2煤层瓦斯动力现象特征（1）巷道内煤体有一定数量的整体位移，但位移和抛出的距离都较小；（2）在煤层与顶板之间的裂隙中，留有细煤粉，整体位移的煤体上有裂隙；巷道瓦斯涌出量明显增大；（3）抛出煤呈块状，且无分选现象；（4）工作面煤抛出后，分别在前方、左帮形成空洞；（5）两次动力现象抛出的煤量分别为9t、5t，涌出瓦斯量分别为365 m3、2

45、25 m3，其吨煤瓦斯涌出量分别为40.5m3/t、45 m3/t，并造成工作面长时间的瓦斯超限。综上所述，根据防治煤与瓦斯突出细则和突出矿井鉴定规范，两次瓦斯动力现象均属于压出类型，属于煤与瓦斯突出；其力学机制突出表现为具有节理、裂隙及层滑构造的煤岩体在高应力作用、瓦斯参与条件下的摩擦滑动失稳（粘滑）。6.2 11-2煤层瓦斯动力现象的主要控制因素（1）矿井深部开采，工作面距地表垂深916m。煤岩体自重应力大；突出发生在地质构造带附近，煤岩层节理、裂隙发育，煤体破坏，煤层内出现层间滑动，煤体内水平应力及剪应力发育；（2）工作面为二级热害区，巷道开挖后，围岩应力重新分布产生应力集中；通风影响的

46、围岩表面与深部围岩体存在较大温差，温度梯度引起附加应力；综掘的高强度扰动使得工作面附近存在高应力梯度或高能级弹性能；（3）工作面U型金属棚过渡到单一的锚网支护，锚杆在煤岩体层理及层滑构造发育处，不能有效控制巷道两帮的稳定性，诱发突出；（4）工作面空顶距较大，未有效控制煤岩体的变形、位移，这为煤体瓦斯参与动力提供了有力条件。综上所述，可以看出，11-2煤层的两次突出地应力的作用是主要的，瓦斯的作用是次要的，为典型地应力为主的压出。6.3 11-2煤层突出危险性倾向通过以上对丁集井田11-2煤层瓦斯赋存情况、11-2煤的煤体结构参数以及丁集煤矿瓦斯动力现象的分析，我们可以看出，丁集井田11-2煤普遍较硬，煤体坚固性系数一般在0.5以上，偶见构造软煤发育；11-2煤变质程度低，煤的瓦斯放散能力较差，煤层瓦斯含量不是很高，煤层透气性差；但由于埋深大，地应力较大，11-2煤层具有突出危险性，且已发生过的2次突出都是在瓦斯参与下的以地应力为主的压出。所以，丁集井田11-2煤层在采掘期间，使煤层较好地卸压和使煤层增透，加大瓦斯抽放的力度将成为该矿11-2煤层消突的关键。