设计项目：矿井瓦斯涌出量分源预测法及其
应用
摘要
瓦斯是指在煤矿生产过程中，从煤层、岩层和采空区放出的各种有害气体的总称，其中甲烷（CH 4）是瓦斯的主体成分，所以狭义的矿井瓦斯一般是指甲烷。本文主要通过对矿山的了解，应用分源预测的方法对煤矿瓦斯涌出量进行预测。得出矿井瓦斯涌出量数值，进而提出预测的结论，应对矿井的问题提出可行性建议，预防瓦斯的危害。
A bstract
Gas is in coal mine production from coal seams, GOB of rock formations and release harmful gases collectively, including methane (CH4) is the main component of gas, gas generally refers to methane so narrow. This article is through the understanding of mine, application source forecasting methods for prediction of mine gas emission rate. Come to the mine gas emission values, presented forecasts conclusions, raised a feasibility proposal on mines, prevention of gas hazard.
任务书
XXX 地处宁武煤田东南部，岚县矿区中部，井田东西宽2.6km ，南北长3.7km ，井田面积9.26km 2。经计算，矿井工业资源储量213.55Mt ，矿井设计可采储量89.23Mt 。设计年产量1.5 Mt ，预计生产近45年，总服务年限50年。井田内含可采及局部可采煤层4层，分别为4-1、4、7、9号煤层。4-1号煤为中灰、特低硫、特低磷的气煤，4号煤为中灰、特低硫、低磷的气煤，7号煤为低中灰、中硫、低磷的气煤和肥煤，9号煤为低中灰、高硫、低磷的气煤，本井田煤层可作为动力用煤及炼焦配煤，也可以单煤高温干馏制取城市煤气。井田范围内4-1、4、7、9号煤层资源储量340.80Mt ，当前开采水平为+590水平，准备开采4-1煤层和4号煤层。井田地质构造相对简单，煤尘有爆炸危险性，属自燃煤层，开采技术条件良好，适合机械化开采。
为确定该矿的瓦斯等级以提出可行性的方案预防瓦斯的危害。现采用分源预测法对矿井进行瓦斯涌出预测。分别测出：矿井绝对瓦斯涌出量、回采工作面绝对瓦斯涌出量、掘进工作面绝对瓦斯涌出量等。进而进行预测评估矿井的瓦斯等级，提出可行性建议。
目录
1绪论............................................................................................................................. 7
1.1国内瓦斯涌出预测研究发展历史................................................................... 7
1.2瓦斯预测研究现状.......................................................................................... 8
2 影响矿井瓦斯涌出量的因素.................................................................................. 10
2.1地质因素......................................................................................................... 10
2. 11煤层和邻近煤、岩层的瓦斯含量........................................................ 10
2.2开采因素......................................................................................................... 10
2.2 1开采规模................................................................................................. 11
2. 22开采顺序................................................................................................. 11
2.23开采方法.................................................................................................. 11
2. 24生产工艺过程......................................................................................... 11
2.25通风压力和风量...................................................................................... 12
2. 26采空区管理............................................................................................. 12
2.3自然因素......................................................................................................... 12
2.31大气压...................................................................................................... 12
2.3 2地震......................................................................................................... 13
3瓦斯涌出量预测的属性、对象、方法及依据....................................................... 13
3.1 瓦斯涌出量预测的属性................................................................................ 13
3.2 矿井瓦斯涌出量预测的对象........................................................................ 14
3.3 采取的预测方法............................................................................................ 15
3.4 矿井瓦斯涌出量预测的依据........................................................................ 15
4. 矿井概况................................................................................................................... 16
4.1矿井基本情况................................................................................................. 16
4.1.1 井田简介................................................................................................ 16
4.1.2 交通条件................................................................................................ 16
4.2自然地理......................................................................................................... 17
4.2.1 地形、地貌............................................................................................ 17
4.2.2 河流........................................................................................................ 18
4.2.3 气象........................................................................................................ 18
4.2.4 地震........................................................................................................ 18
4.3 矿井地质情况................................................................................................ 18
4.3.1 地质构造................................................................................................ 18
4.3.2 煤层........................................................................................................ 21
4.4矿井开拓、通风及采掘布置......................................................................... 22
4.4.1 矿井开拓与采掘布置............................................................................ 22
4.4.2 矿井通风................................................................................................ 23
5. 开采矿井瓦斯涌出量预测....................................................................................... 23
5.1矿井瓦斯涌出量预测的生产条件................................................................. 23
5.2瓦斯涌出量预测............................................................................................. 24
5.3 瓦斯涌出来源分析....................................................................................... 31
6结论及建议............................................................................................................... 31
6.1瓦斯预测的结论............................................................................................. 31
6.2关于矿井瓦斯的建议..................................................................................... 32
6.21回采工作面的瓦斯防治............................................................................ 32
6.22掘进工作面的瓦斯防治............................................................................ 33
1绪论
1.1国内瓦斯涌出预测研究发展历史 矿井瓦斯涌出量即是单位时间内从煤层以及采落的煤（岩）涌入矿井风中的气体总量，矿井进行瓦斯抽放时，包括抽放瓦斯量。我国对瓦斯涌出量已有几十年的研究。抚顺分院矿井瓦斯涌出量预测主要从事煤层瓦斯含量测定、煤结构特征、孔隙分布、比表面积： 煤层瓦斯成分、矿井瓦斯涌出量预测、煤层气开等研究。
20世纪50年代，在国内首次研制了 1883密 闭式岩芯采取器，1954年建立了容量法测定瓦斯 吸附量方法及装置，1956年建立了重量法测定瓦 斯吸附量方法及装置，1958年在1883密闭式岩 芯采取器基础上研制了抚研-58集气式岩芯采取器，同时期研制了瓦斯含量真空密封罐、粉样球 磨机、脱气仪，建立了全套地勘时期煤层瓦斯含量测定方法和测定工艺，至今一直在全国煤田勘探中广为应用。
1953年首次在辽源矿务局中央竖井应用矿山统计法计算煤层瓦斯含量梯度，1959年开展煤中瓦斯含量及其影响因素理论研究，探索煤中水 分、孔隙率、煤阶、温度等因素对瓦斯容量的影响。1959年国内首次在淮南矿务局谢家集二矿应用 矿山统计法预测深部矿井瓦斯涌出量；1959—1964年先后完成了抚顺煤田、北票台吉矿、峰峰 煤田、南桐、梅田等矿区矿井深部瓦斯涌出量预测工作。此后，矿山统计法在全国瓦斯矿井得到了 广泛应用。1959年一1961年开展了压汞法测定煤孔隙结构的瓦斯基础理论研究，建立了压汞法测定煤的孔隙结构装置。
20世纪70年代应用扫描电子显微镜、显微光度计等先进手段研究煤的结构特征，进行了地 勘时期直接测定煤层瓦斯压力尝试。“六五”期间 (1981年一1985年，进行了煤的瓦斯解吸规律研究，提出了解吸法直接测定煤层瓦斯含量的新方法，手工编制煤层瓦斯含量等值线图; 在我国首次 制定了WT77 - 84解吸法测定煤层瓦斯含量和瓦斯成份测定方法的部颁标准；同时开展了煤层 烃类组份与煤岩煤化关系研究, 对北票、湖南、重庆等全国重点高瓦斯矿区进行煤层烃
类组份详细 普查，结合煤层气开发探讨重烃组份与煤岩成份及煤与瓦斯突出的关系, 提出了判别煤层气的“苯指数”指标。两项技术均在地勘系统中得到了广泛应用。
“七五”期间(1986年一1990年）开展了矿井 瓦斯涌出量预测方法，型瓦斯解吸 仪及配套取样装备的国家“七五”重点科技攻关研究，提出了矿井瓦斯涌出量分源预测方法，研制了 GWRVK-1型等压瓦斯解吸仪、定点煤样采集 器。瓦斯涌出量预测技术有了较大的发展，并得到了初步推广应用。
“八五”期间(1991年一1995年) 主要开展“地 勘瓦斯含量测定”、“矿井瓦斯涌出时预测方法及 规范”、“自动地勘瓦斯解吸仪”、“微机绘制瓦斯地 质图件和煤矿瓦斯综合评价系统的研究”等多项国家重点科技攻关项目。在国内外首次建. 变了提钻模拟瓦斯解吸装置，进行了提钻模拟解吸试验，研制成功了ZAME-1型自动化地勘瓦斯解吸仪，解决了 500~1 000饥深孔瓦斯含量测定成功率低、准确性差的技术难题，使瓦斯含量预测准确 率达到90%以上。瓦斯涌出量预测在分源预测 基础上，提出了构造单元分源预测法，首次建立了 全国统一的矿井瓦斯涌出量预测方法和预测规范，将预测精度提高到85%以上。在收集了我国 20个矿务局45个矿井11万个综合瓦斯数据的 基础上，建立了瓦斯地质图件和煤矿瓦斯综合评 价微机绘图处理系统及瓦斯基础参数数据库, 实现趋势面优化、非规则区域控制、地质构造区等值线编绘自动化。
“九五”期间(1991年一1995年），进一步研究 了高产高效采煤工作面和综掘工作面的瓦斯涌出规律，对回采工作面瓦斯涌出量引人工作面推进度修正系数, 研究了综掘落煤瓦斯的均匀性并与 落煤量、运煤速度, 工作面长度有关。通过研究完善了矿井瓦斯涌出量预测方法。50年的不懈努 力，尤其是经过“六五”、“七五”、“八五”、“九五”攻 关, 进行了含量测定、涌出量预测到矿井瓦斯地质 图件绘制全部实现微机化、自动化、规范化，形成 了成熟、完善、配套的矿井瓦斯预测技术，为新矿井设计、老矿井深部改造、矿井通风、瓦斯抽放设计提供了科学依据。
1.2瓦斯预测研究现状
瓦斯涌出量预测是煤矿安全生产中非常重要的课题之一。因此国内很多专家学者结合煤矿的实际情况，探讨了许多瓦斯涌出量预测方法。例如，莫亚林等人提出了基于煤壁瓦斯涌出初速度的综掘工作面瓦斯涌出量预测方法。此方法依据综合机械化掘进工作面具有采、装、运连续、作业的特点和瓦斯涌出的特点，并以此为基础建立了综掘工作面瓦斯涌出量预测模型。李曲等人将基因表达式程序设计方法应用于采煤工作面 瓦斯涌出量预测中，建立了采煤工作面瓦斯涌出量的预测模型。袁东升等人将三维灰趋势面分析法应用于瓦斯涌出量预测中，由于瓦斯 作为地质实体中的一部分，它的生成运移和赋存必然受到地质条件的控 制和支配。趋势面分析法是用数学方法研究地质变量的空间分布与瓦斯 变量变化规律间相互关系的一种多元统计分析方法。在矿井瓦斯涌出量 的预测中，可以从矿井己采区瓦斯涌出量调查中获得瓦斯涌出量这一变 量随地质变量变化的空间分布规律。生产现场表明，地质构造、煤厚变化等对瓦斯涌出量的影响都有一个变化过程，所以在一个矿井范围内瓦斯涌出量沿煤层走向和倾向的变化趋势总是呈趋势性变化。因而可以通过分析己采区瓦斯涌出量沿煤层走向和倾向的变化趋势去预测未采区的 瓦斯涌出量。付永水探讨了适合于低瓦斯煤层工作面的瓦斯涌出量预测方法。他通过瓦斯地质规律研究得到了有关瓦斯涌出量的变化规律和主 要影响因素，并在此基础上根据矿井己采区域的瓦斯涌出量实测数据和相关的地质资料，综合考虑各种影响因素，采用一定的数学方法，建立预 测瓦斯涌出量的多变量数学模型，以对矿井未采区域的瓦斯涌出量进行预测，因此适合于低瓦斯煤层工作面的瓦斯涌出量预测，此方法主要思 想就是利用瓦斯地质数学模型法建立的工作面瓦斯涌出量数学模型来 预测未采区工作面瓦斯涌出量。夏红春运用最小二乘法建立了工作面开采深度与相对瓦斯涌出量之间的一元线性回归方程，利用此方程对深部 区域的瓦斯涌出量进行预测。刘新喜提出了基于人工神经网络的矿 井瓦斯涌出量预测方法，该方法应用人工神经网络模型和算法，建立了煤层群开采矿井瓦斯涌出量预测模型；人工神经网络以其高度的非线 性映射、自组织结构将影响矿井瓦斯涌出量的渚因素视为输入节点，并通过一定方式连接，对网络进行学习与联想记忆，从而实现矿井瓦斯涌 出量预测。莫亚林提出了灰色系统理论瓦斯预测方法，此方法建立不同 深度及掘进过程中的瓦斯预测（GM ）模型，对煤矿采掘工作面的瓦斯涌 出变化进行了分析，经
检验对比，灰色预测精度高于传统预测方法。陈富勇将数值分析应用于矿井未开采区瓦斯涌出量预测中，用数值分析对己有瓦斯涌出量和深度的离散数据进行拟合分析，可寻找到瓦斯涌出量和 开采深度的近似函数，从而实现对未开采区瓦斯涌出量预测的目的。
2 影响矿井瓦斯涌出量的因素
2.1地质因素
2. 11煤层和邻近煤、岩层的瓦斯含量
开采煤层的瓦斯含量高，其瓦斯涌出量也必然大; 开采煤层本身的瓦斯含量并不高，但在开采煤层的上部或下部赋存有瓦斯含量大的煤层(通常称之为邻近层) 或岩层，由于受开采的影响，这些邻近煤(岩) 层中的瓦斯就要大量流入开采煤层的采空区和生产空间，从而增加了矿井的瓦斯涌出量。这些是矿井瓦斯涌出量的决定因素。此外，邻近层的厚度、层数以及与开采层的间距等也都明显地影响到矿井瓦斯涌出量。
2.12 煤层和围岩的瓦斯渗透性
煤层与围岩的渗透性对于矿井瓦斯涌出量的大小具有十分重要的影响。渗透性强的煤层，瓦斯易于在其中流动，流速快，瓦斯涌出强度大，矿井瓦斯涌出量就大; 围岩的瓦斯渗透性强，有利于邻近煤层的瓦斯向开采层的开采空间放散，矿井的瓦斯涌出量也随之增大。影响煤层和岩层渗透性的因素除与原生孔隙度、孔隙大小、后期遭受构造破坏的程度及构造裂隙的性质有关外，还与在受采动后煤层和围岩所产生的采动裂隙的发育程度以及采动裂隙发育的范围有关。采动裂隙的发育程度及发育范围又与顶底板岩石的机械物理性质、松散比、工作面长度、开采范围、作业方式等因素有关。
2.2开采因素
2.2 1开采规模
开采规模泛指开采深度、开拓和开采范围、矿井产量以及工作面个数、长度、推进速度等。在一定深度范围内煤层瓦斯含量随埋藏深度的增加而增大。在我国目前开采技术条件下，开采深度越深瓦斯涌出量也就越大。在相似的瓦斯地质条件下，开拓与开采范围大、产量高的矿井、水平和采区其绝对瓦斯涌出量相对说比较大。当开拓与开采达到一定范围，产量达到一定水平之后，矿井相对瓦斯涌出量达到一定数量后变化不大。
在生产工艺和瓦斯地质条件基本相似的条件下，随着产量的增减矿井绝对瓦斯涌出量有明显的增减，而相对瓦斯涌出量的变化则不明显。
通过实测分析认为，当矿井开采具有一定规模后，如果矿井涌出的瓦斯主要来源于采落的煤块时，随着产量的变化，对绝对瓦斯涌出的影响较为显著; 如果瓦斯主要来源于采空区和煤壁，随产量的变化对相对瓦斯涌出量的影响较为显著。
2. 22开采顺序
近距离多煤层或厚煤层分层开采时，首采煤层(或首分层) 瓦斯涌出量较高，除因本身的瓦斯涌出量外，邻近层或其他分层的瓦斯，也会通过各种途径涌入首采层的采空区和开采空间中来。
2.23开采方法
顶板管理采用全部垮落法，由于顶板的垮落和松动范围较大，其瓦斯涌出量就比较大; 而采用充填或部分充填法，其瓦斯涌出量相对比较小。采区煤柱多，工作面采空区丢煤多，回采率低的采煤方法(如落垛采煤法) 的采区，瓦斯涌出量比较大。回采工作面初次来压、周期来压时，以及产生冲击地压时，瓦斯涌出量都会大，周期来压比正常生产时，其瓦斯涌出量增加60%左右。
2. 24生产工艺过程
在同一采掘工作面中，由于不同的生产工艺过程，瓦斯涌出量差异很大，一般在落煤时瓦斯涌出量为最高。据实测资料表明，在采掘工作面不同生产工艺过程中瓦斯涌出情况不同
2.25通风压力和风量
通风压力的增减，必然影响到瓦斯涌出平衡压力的变化，即影响到矿井瓦斯涌出量的变化。抽出式通风的矿井，瓦斯涌出量随着矿井通风压力(负压) 的提高而增大，压入式通风的矿井，瓦斯涌出量随着矿井通风压力(正压) 的降低而增加。
如果瓦斯主要来自开采煤层(如单一煤层) ，则风量变化时，绝对瓦斯涌出量变化不大，风流中的瓦斯浓度将因风量的增加而减少，反之增加。多煤层回采的采区内，采空区可能积存大量高浓度的瓦斯，风量变化将使原有的采空区瓦斯排出状况改变。以抽出式通风矿井为例，风量增加时，起初由于负压和采空区漏风量的加大，一定数量的瓦斯从采空区涌出，绝对瓦斯涌出量增加，回风流中瓦斯浓度也急剧上升。上升到一定高度便开始下降，但超过原有浓度要维持一段时间。经过一定时间绝对瓦斯涌出量才恢复接近原有浓度，而回风流中的瓦斯浓度比原有浓度要低。风量减小时，情况相反。可见风量变化，能引起短时间内瓦斯涌出量的变化。这一时间的长短决定于采空区漏风中瓦斯浓度和瓦斯涌出量强度，涌出强度越小延续时间越长。进行采区风量调节时，必须注意回风流中的瓦斯浓度。
2. 26采空区管理
采空区是矿井瓦斯的一个重要来源。采空区内积存着大量的高浓度
(60%-70％) 瓦斯。如果采空区密闭的质量不好，或其进、回风巷两侧通风压差较大，就会造成采空区大量漏风，而把更多的瓦斯带出来，从而导致矿井瓦斯涌出量增大。
2.3自然因素
2.31大气压
大气压的变化是影响矿井瓦斯涌出量的一个重要因素。据美国有关资料统计，有50%以上的瓦斯事故是发生在大气压急剧变化的时候。在我国不完全统计也有40%一50%的瓦斯事故是发生在大气压急剧变化的时候。阴雨天，空气中水蒸气含量增加，使大气压变低，以抽出式通风而言，造成矿井瓦斯涌出速度加快，涌出量增大，从而容易造成瓦斯积存，引发瓦斯爆炸事故。
原因分析：以大气压力Po ，井巷中任意一点的绝对压力为P1，其通风阻力用hw 表示。即:Po-P1＝hw 。当大气压下降时，其值为△X 。这时大气压为Po-△X ，矿井通风机工作状况不变，矿井的通风压力也不变。那么，这时P, 的绝对压力＝(Po-△X) －hw=P1－△X 。显而易见，现在P1点的压力比原来小了△X ，致使阻碍瓦斯向外涌出的能力下降，从而导致瓦斯向外涌出速度加快，涌出量增大。因此，在大气压发生变化的时候，我们必须密切注视瓦斯涌出量的变化，采取积极的措施，以防止瓦斯积存造成瓦斯事故。
2.3 2地震
地震是一个增大瓦斯涌出量的因素。据前苏联谢布尼诺煤矿在地震期间对瓦斯涌出量的观测，是正常时瓦斯涌出量的3.5－5倍，最高时达到了10－15倍。
地震可以产生较大的地质构造变化，它破坏了原有瓦斯涌出的平衡:(1)破坏了采区与风流相隔离的密闭;;(2)增加了煤、岩层中的裂隙。其结果是增大了从顶底板及邻近层向采空区涌出瓦斯的强度; 增大了从破坏的密闭涌向风流的瓦斯; 经过新形成的裂隙增大了围岩和煤层。
综上所述，影响矿井瓦斯涌出量的因素是多方面的，由于各矿区的条件不同，其因素的影响程度也不同，但总有几种因素是主要影响因素。我们应该通过系统的深入研究，找出规律性，以便有针对性地采取控制和防范
3瓦斯涌出量预测的属性、对象、方法及依据
3.1 瓦斯涌出量预测的属性
矿井瓦斯涌出量预测是指对一个新建矿井或者是生产矿井的新水平延深、新采区及采掘工作面即将生产时所能涌出的瓦斯量给出定量的判断，其主要目的是为矿井的瓦斯治理提供帮助。瓦斯涌出量预测能够定量的给出矿井的不同煤层、不同地点的瓦斯涌出量，为将来的瓦斯抽放设计提供依据。进行瓦斯涌出量预测的矿井可根据所选择的抽放方法能达到的抽放效果判断所能抽出的瓦斯量，然后依据瓦斯涌出量预测结果判断风排瓦斯量，从而对工作面配风及风机的选择作出正确的决策。
矿井瓦斯涌出量是指一定生产时期、生产方式和配产条件下的瓦斯涌出量，其主要是指从煤层和岩层及采落煤岩体涌入矿井中的气体总量，矿井瓦斯抽放时，矿井瓦斯涌出量应包括瓦斯抽放量。
矿井瓦斯涌出量预测时涉及到绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量概念。其绝对瓦斯涌出量是指单位时间内从煤层和岩层以及采落煤岩体所涌出的瓦斯量，是指每分钟涌出的瓦斯体积，单位是m 3/min；其相对瓦斯涌出量概念是指平均开采单位体积的煤炭，其开采环境及采落煤所涌出的瓦斯量，是指平均每开采一吨煤涌出的瓦斯体积，单位是m 3/t。
矿井瓦斯涌出量预测时，从煤层的角度涉及到开采层瓦斯涌出量、邻近层瓦斯涌出量的概念，分别指目前或即将生产的煤层及其邻近层，在开采本生产煤层中所能涌出的瓦斯量。从开采场所的角度涉及回采工作面瓦斯涌出量、掘进工作面瓦斯涌出量、生产采区瓦斯涌出量、煤壁瓦斯涌出量、落煤瓦斯涌出量等概念，均指开采即将生产的煤层从不同的场所所能涌出的瓦斯量，均可用绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量来表示。
3.2 矿井瓦斯涌出量预测的对象
本次矿井瓦斯涌出量预测的对象是位于山西省吕梁市岚县社科乡xx 村的山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司（以下简称xx 煤矿）。xx 煤矿为基建矿井，预测的煤层是当前开采水平（+590m）的4-1号、4号煤层。根据矿方提供的初步设计报告，4-1号、4号煤层平均间距3.07m ，作为一个水平联合开采，其预测的范围是4-1号、4号煤层开采时，在年产150万吨的开采速度条件下的矿井瓦斯涌出量。4-1号煤平均厚度3.13m ，4号煤层平均厚度2.39m 。根据煤层赋存
条件及开采技术条件，xx 煤矿采煤方法采用走向长壁综采一次采全高采煤法，全部跨落法管理顶板，首采工作面为14上101工作面，接替工作面为14上103工作面，达产时开采回采面为14上103工作面，此时14上101工作面为采空区，同时有两个掘进面，采掘比为1:2。
3.3 采取的预测方法
根据安全生产行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），采用分源预测法对岚县正利煤业矿井瓦斯涌出量进行预测。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（图1-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层的赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。
图1-1 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图
3.4 矿井瓦斯涌出量预测的依据
1、《煤矿安全规程》，国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2010年；
2、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年12月；
3、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年12月；
4、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年5月；
5、《瓦斯抽放工程设计编制提纲》，山西省煤炭工业局，2008年4月；
6、《山西省宁武煤田岚县xx 煤矿补充勘探设计》，山西省煤炭地质148勘查院，2009年11月；
7、《山西西焦煤集团岚县正利煤业有限公司xx 煤矿初步设计说明书》，煤炭工业太原设计研究院，2010年3月；
8、矿方提供的其它资料。
4. 矿井概况
4.1矿井基本情况
4.1.1 井田简介
xx 井田地处宁武煤田东南部，岚县矿区中部，井田东西宽2.6km ，南北长
3.7km ，井田面积9.26km 2。经计算，矿井工业资源储量213.55Mt ，矿井设计可采储量89.23Mt 。设计年产量1.5 Mt，预计生产近45年，总服务年限50年。井田内含可采及局部可采煤层4层，分别为4-1、4、7、9号煤层。4-1号煤为中灰、特低硫、特低磷的气煤，4号煤为中灰、特低硫、低磷的气煤，7号煤为低中灰、中硫、低磷的气煤和肥煤，9号煤为低中灰、高硫、低磷的气煤，本井田煤层可作为动力用煤及炼焦配煤，也可以单煤高温干馏制取城市煤气。井田范围内4-1、4、7、9号煤层资源储量340.80Mt ，当前开采水平为+590水平，准备开采4-1煤层和4号煤层。井田地质构造相对简单，煤尘有爆炸危险性，属自燃煤层，开采技术条件良好，适合机械化开采。
4.1.2 交通条件
209国道从县城通过，岚县一娄烦一古交一太原公路从井田东部经过，拟建的太-古-岚铁路从井田东部经过，经太原与同蒲线、石太线铁路相连。将来可设铁路专用线和铁路装车站。井田内各村庄之间有县级、乡级公路相通，交通条件非常便利。
图2-1 xx 煤矿交通位置示意图
4.2自然地理
4.2.1 地形、地貌
该井田位于吕梁山脉的芦芽山南部的丘陵区，属典型黄土梁峁地貌。地势南高北低，最低海拔1148.2m ，最高海拔1354.2m ，一般标高1200～1300m 。
4.2.2 河流
井田东北部的岚河属汾河水系。汾河源于宁武管涔山，由东寨经静乐向南，在本井田东南注入汾河水库。汾河水库历年最高积水线为1130m 。汾河南下至河津注入黄河，汾河水库上游，汇水面积2799km 2。历年最大流量2230m 3/s，最小流量0.19 m3/s。
岚河源于岚县白龙山，经岚城、东村折而流向东南，由井田东北流过，在下静汇入汾河。全长56.7km 。雨季最大流量874.0 m3/s，旱季最小流量0.064 m3/s，历年平均流量2.25 m3/s。
4.2.3 气象
该区属内陆性半干旱气候，冬季长而寒冷，夏季短而燥热。雨水少且集中在7、8、9三个月，历年降水量平均为494.3mm ，蒸发量平均为1762.1mm 。最高气温36.4℃，最低气温零下30.5℃，历年平均气温8.3℃。每年十月底开始降雪和封冻，冻土深度85～117cm ，至翌年三月底或四月初开始解冻，冰冻期长达160天以上。每年除7、8、9三个月有东南风外，其余皆为西北风，历年平均风速2.1m/s，最大风速达16m/s，相当7～8级大风。
4.2.4 地震
依据《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001)，本地区动峰值加速度为0.05，相当于地震基本烈度6度。
据历年记载，该区未发生过强烈地震，但值得注意的是祁吕贺山字型构造休系是一大地震活动带，宁武一带历史曾发生过多次七级以上地震。
4.3 矿井地质情况
4.3.1 地质构造
井田大面积被第三、四系地层所覆盖，只在东北部的岚河东岸零星出露有二叠系上统石千峰组地层。其它地层均为钻孔揭露，现由老至新分述如下：
（一）奥陶系（O ）
奥陶系中统马家沟组（O 2m ）：上部以青灰色、深灰色石灰岩、泥灰岩为主，局部层段岩溶发育；往下以豹皮状灰岩、白云质灰岩为主，中夹角砾状灰岩。
（二）石炭系中统本溪组（C 2b ）：
平行不整合于马家沟组灰岩之上，厚21.60-39.20m ，一般厚27m 左右。下部以灰白、浅红色铝土泥岩为主，中夹不稳定的粘土层；底部为褐黄色极不稳定的山西式铁矿；上中部为灰、灰白、灰绿色泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩、夹薄层石灰岩、薄煤层和石英细砂岩。
（三）石炭系上统太原组（C 3t ）
太原组为主要含煤地层，厚110.64-127.39m ，一般厚116.00m 左右。与下伏本溪组整合接触。据岩性特征分为上下两段，其间标志层K 3砂岩把两者分开。
太原组一段：K 1砂岩底至K 3砂岩底，可分为六个层段：
K 1砂岩至11号煤顶板泥灰岩：主要由细砂岩、砂质泥岩、薄煤层和泥灰岩组成。
11号煤上部泥灰岩顶至10号煤顶板石灰岩：主要由砂质泥岩、泥岩、薄煤层和石灰岩组成。
10号煤上部灰岩顶至10-o 号煤顶板石灰岩：由砂质泥岩、煤层、石灰岩组成，此段变化大。
10-o 号上部石灰岩顶至L 1石灰岩：由粘土岩、砂质泥岩、9号煤、L 1灰岩组成。
L 1灰岩顶至L 2灰岩：由砂质泥岩、粉砂岩（或细砂岩）、8号煤、L 2石灰岩组成。
L 2灰岩顶至L 3灰岩：由粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、7号煤和L 3灰岩组成。 以上这六个不同的层段，从岩性、岩相分析，可划分为六个小旋回，从第一旋回到第六旋回地壳升降速度缓慢，并且规律地逐步降升形成一个完整的中旋回，聚煤作用从开始到发育直至结束，也是一个完整的聚煤过程，因此在旋回中部形成了较厚的9号煤层，而在其上下部形成较薄的煤层。此组为海陆交互相含煤建造。
K 3砂岩为灰白色厚层状细—粗粒砂岩，局部含小砾石，为河床相沉积。厚度变化大，在井田内有尖灭现象。
太原组二段由K 3砂岩至4号煤顶部，此段可分为两部分描述：
K 3砂岩至5号煤上部泥灰岩：由中、细砂岩、砂质泥岩、5、6号煤层和泥灰岩（钙质泥岩）组成。
由泥灰岩顶部至4号煤顶部：由粉砂岩、细砂岩和4号煤组成，有较多的植物化石。
从岩性岩相分析可划为一个完整小旋回和一个不完整小旋回。后期地壳升降频繁，波动较大，致使上部遭受冲刷，形成了一个不完整的旋回。
（四）二叠系下统山西组（P 1s ）：
山西组含煤地层，由4-5层灰白色中细砂岩和4个薄煤层及深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成。厚34.07-60.20m ，一般厚52.00m 左右。从岩相分析，河床相砂岩发育，纯陆相沉积的连续性常被中断，含煤性很差，所以形成一些多而薄的煤层。
（五）二叠系下统下石盒子组（P 1x ）：
与下伏山西组整合接触，厚82.97-123.90m ，一般厚106m 。本组由灰色、灰绿色、灰黄色、灰白色、灰紫色砂岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、铝质泥岩组成，顶部常含有一层夹有大量紫色斑块的铝土泥岩，下部常含有煤线和薄煤层，底部K 5砂岩厚1-19m ，厚度变化极大，通常厚7m 左右，为灰色中粗粒砂岩，含大量岩屑和暗色、绿色矿物。
（六）二叠系上统上石盒子组（P 2s ）
1. 一段（P 2s 1）
厚224-273m ，一般250m 。
下部50-60m ，由灰绿色、黄绿色、中粗粒砂岩、与厚层状兰灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩互层，间夹薄层紫色泥岩。底部K 6砂岩厚1.38-29.73m ，一般厚11m 左右，为黄绿色中粗粒砂岩，泥质胶结，分选不良，交错层理发育。
中部厚100m 左右，由灰绿色、黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩等组成，由上往下色相条带明显，顶部细砂岩坚硬，岩相变化大。
上部厚约80m ，以兰灰色、紫色砂岩、砂质泥岩和泥岩呈互层状出现，砂岩中含泥质包裹体和小砾石。
本组含联合栉羊齿、东方栉羊齿等化石。
2. 二段（P 2s 2）
厚110-130m ，可分为上下两部分。
下部厚60m 左右。由紫色、暗紫色泥岩、砂质泥岩及黄绿色中、细粒砂岩等组成。底部K 7砂岩厚2.90-25.30m ，一般厚7m 左右，为灰绿色、黄绿色中细粒砂岩，分选磨园皆差，岩相变化大。
上部厚50-55m ，以葡萄紫色为主的各种紫色泥岩、砂质泥岩及黄绿色砂岩等组成。底部砂岩厚10-15m ，为浅黄色、黄绿色中粗粗砂岩，常含小砾石。
（七）二叠系上统石千峰组（P 2sh ）
与石盒子地层整合接触，厚148m 。由紫红色、暗紫色、砖红色砂岩、砂质泥岩粉砂岩等组成。底部砂岩K 8厚约22m ，为灰白色、黄绿色粗粒砂岩，泥质胶结，具斜层理，砂岩底部含有以燧石为主的小砾石。
（八）第三系上统静乐组（N 2j ）
与下伏基岩呈不整合接触，厚10-60m ，一般35m ，由棕红色、浅紫红色粘土、亚粘土等组成，内含砂质和砂土透镜体或砂土层，亦有不成层的钙质结核。底部为砂砾层，砾石成分以石灰岩为主。含三趾马牙齿等化石。
（九）第四系中、上更新统（Q 2+3）
厚0-110m ，一般为40m ，下部厚0-60m ，一般20m ，为淡棕红色，含不连续钙质结核层和古土壤层，红、黄相间，常形成柱状垂直节理，产状受古地形控制：上部厚0-50m ，一般约20m ，通称马兰黄土，由淡黄土亚砂土、亚粘土等构成，结构松散，颗粒均匀，具大孔隙，广泛分布于井田内山坡、高峁之上。
（十）第四系全新统（Q 4）
厚约0-20m ，为现代河流冲积，由卵石、砾石、砂、再生黄土等构成，以河谷沉积为代表。
xx 井田位于宁武煤田东南部，为一向东倾斜的单斜构造，地层总体走向近南北，倾向东，倾角10°左右。未见断裂构造、陷落柱及岩浆岩，井田构造属简单类。
4.3.2 煤层
井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤14层，其中山西组4（1、2、3-1、3-2号煤层）层，太原组10（4-1、4、5、6、7、8、9、10-0、10、11）层。其中可采煤层共4层，分述如下：
（一） 4-1号煤：位于太原组顶部，煤厚0.85-4.50m ，平均3.13m 。煤层结构中等，含0-3夹矸，夹矸一般为泥岩或炭质泥岩，顶底板多为砂质泥岩或泥岩。属全井田稳定可采煤层；
（二） 4号煤层：位于4-1煤下0.70-6.75m ，平均3.07m 。煤厚1.52-3.43m ，平均2.39m ，含0-2层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩，顶底板多为砂质泥岩或泥岩。属全井田稳定可采煤层。
（三） 7号煤层：位于L 3灰岩下6.00m 左右，煤厚0.88-1.45m ，平均1.18m ，结构单一，顶板多为砂质泥岩、粉砂岩，有时L 3灰岩为其直接顶板，底板多为细粒砂岩或砂质泥岩。为全井田可采的稳定煤层。
（四） 9号煤层（俗称三丈六）：位于太原组中下部，是本井田最主要的可采煤层，厚9.93-15.43m ，平均12.06m 。夹矸一般2-3层，而且多出现在煤层下部，夹矸最多达7层，结构复杂，个别点夹石厚度大于0.70m 。顶板为L 1石灰岩，底板多为泥岩或砂质泥岩。属全井田可采的稳定煤层。
4.4矿井开拓、通风及采掘布置 4.4.1 矿井开拓与采掘布置
矿井采用立井开拓方式，共有主副立井和回风井三个。井口坐标：主立井：X ＝4231033.000，Y ＝37567619.000，Z ＝+1158.000；副立井：X ＝4231057.000，Y ＝37567555.000，Z ＝+1158.000；回风立井：X ＝4230685.000，Y ＝37567868.000，Z ＝+1150.50。
根据xx 煤矿提供的开采设计，该矿井移交生产和达到设计生产能力是共布置一采区一个生产采区，一采区位于井田中南部，首采工作面为14上101工作面，采煤方法采用走向长壁分层开采，工作面采用割煤机割煤，全部垮落法管理顶板。首采工作面长度164m ，工作面采高2.42m ，回采率95%，回采工作面采煤机截深为0.8m, 循环进度0.8m ，日循环次数为9次，设计产量为1.36Mt/a，加上掘进面产量0.07 Mt/a，此时矿井的总产量为1. 36Mt/a；接替面为14上103回采面，在
14上103回采面回采时，回采面产量1.45Mt/a，掘进面产量0.07 Mt/a，此时矿井总产量1.52 Mt/a，矿井达产。
4.4.2 矿井通风
矿井通风采用中央并列抽出式通风，由主、副井进风，回风井回风。矿井选择BDK618－8－№25轴流式通风机两台，两台风机一台工作，一台备用。
根据矿方提供的测风旬报表，当前矿井总回风风量为4800 m 3/min左右，瓦斯浓度为0.05%左右。
5. 开采矿井瓦斯涌出量预测
5.1矿井瓦斯涌出量预测的生产条件
根据对xx 煤矿4、4-1号煤层参数实测数据可知，4号煤层原始瓦斯压力为0.63~0.70Mpa，原始瓦斯含量为3.89~4.16m3/t，4-1号煤层原始瓦斯压力为0.70~0.82 Mpa，原始瓦斯含量为4.26~4.70m3/t，在涌出量计算时，按照最困难计算原则，原始瓦斯含量按照最大值计算。
结合xx 煤矿提供的初步设计，矿井达产时的生产条件制定出表3.1。
表5.1 矿井达产时开采预测条件
5.2瓦斯涌出量预测
预测瓦斯涌出量的计算公式如下：
1、开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量计算公式：
m
K (W -0W c ) （3.1） q 1=K 12K
M
式中：
q 1——开采层相对瓦斯涌出量，m 3／t ；
K 1——围岩瓦斯涌出系数；K 1值选取范围为1.1～1.3；由于该矿采用全部陷落法管理顶板，围岩为砂质泥岩等致密性围岩，K 1取值可为1.2；
K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，该矿为1.05； K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k 3按下式确定：
k 3=
L -2h
L
式中：
L —回采工作面长度，为184m ；
h —巷道瓦斯预排等值宽度，m ，取h=23m； 计算得：
K 3=
L -2h 184-2⨯23
==0.75； L 184
m ——开采层厚度，3.13m ； M ——工作面采高，2.42m ； W 0 —煤层原始瓦斯含量，21.62m 3/t；
W C —煤的残存瓦斯含量，对于瓦斯含量
7. 207
10. 38e -5
W c = （3.2）
W 0
式中：
W c ——煤层残存瓦斯含量，m 3/t.r； W 0——煤层原始瓦斯含量，m 3/t.r。 计算可得：
10.385e -7.20710.385e -7.207
W c ===1.6⨯10-3
W 04.70
综上计算得：
m 3.13
q 1=K 1 K 2 K 3 (W 0-W c ) =1.2⨯1.05⨯0.75⨯⨯(4.70-0.0016) =5.74m 3/t
M 2.42
2、邻近层瓦斯涌出量 q 2=式中：
q 2—邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t；
∑
i =1
n
m i
(W 0i -W Ci ) ⋅⋅ηi （3.3）
M
m i —第i 个邻近层煤层厚度， m ；
M —回采工作面采高，为2.42m ； ηi —第i 邻近层瓦斯排放率，%；
W 0i —第i 邻近层煤层原始瓦斯含量，4.16m 3/t；
W c i —第i 邻近层煤层残存瓦斯含量，参照开采层选取0.0016m 3/t。
开采4-1号煤层时的邻近层的煤层厚度、与4-1号煤层间的距离及其瓦斯排放率见表3.2；邻近煤层瓦斯排放率与层间距的关系曲线见图3.1。
表3.2 开采4-1号煤层时邻近煤层厚度、距离及瓦斯排放率表
1－上邻近层 2－缓倾斜煤层下邻近层 3－倾斜、急倾斜煤层下邻近层
图3.1 邻近煤层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
计算可得邻近层瓦斯涌出量：
q 2 =(W0－W c 2.39
×0.82=3.37m3/t 2.42
3、回采工作面瓦斯涌出量：
q 采=q 1+q 2 （3.4）
式中：
q 采—回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t 。
3
q 采=q 1+q 2=5.74+3.37=9.11m/t
由以上计算可得：矿井达产时回采工作面吨煤瓦斯涌出量为9.11 m3/t 。 4、掘进巷道煤壁瓦斯涌出量
q 3=D ⋅v ⋅q 0⋅(2
（3.5）
式中：
q 3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3/min；
D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ；其中：D=2h+b，h 和b 分别为巷道的高度和宽度，取h=2.8m、b=4.5m；
v —巷道平均掘进速度，取值2000/（330×1440）=0.0042m/min； L —巷道长度，取1690m （按14上101工作面顺槽长度）； q 0 —煤壁瓦斯涌出强度，按下式计算得0.327 m3/（m 2·min ）；
q 0=0.026[0.0004（V ）2+0.16]×W 0；
（3.6）
其中：
r
—煤中挥发份含量，%，取V V ＝32.48%； r
L
-1) v
r
W 0—煤层原始瓦斯含量，4.70m 3/t。 计算可得掘进巷道煤壁瓦斯涌出量：
q 3＝10.1×0.0042×0.071×
＝3.82m 3/min
即：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量为3.82 m3/min。 5、掘进落煤的瓦斯涌出量
q 4=S·v ·γ·（W 0-W C ） （3.7） 式中：
q 4—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m 3/min；
S —掘进巷道断面积，取S ＝12.6m 2； v —巷道平均掘进速度， v ＝0.0042m/min ； γ—煤的密度，γ＝1.44t/m3； W 0—煤层瓦斯含量，4.70 m3/t； W C —煤的残存瓦斯含量，0.0016m 3/t。 计算可得掘进落煤的瓦斯涌出量：
q 4＝12.6×0.0042×1.44×（4.70-0.0016）＝0.36m 3/min。
即：掘进工作面落煤瓦斯涌出量分别为0.36m 3/min。 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：
q 掘=q 3+q 4 （3.8） 式中：
q 掘—掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/min。
q 掘=3.82+0.36=4.18m3/min
即：掘进巷道每分钟瓦斯涌出量为4.18 m3/min。 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。矿井在14上103工作面回采时达产，此时14上101工作面为采空区。
其计算公式：
q 区=式中：
K （∑q 采i A i +1440∑q 掘i )
ˊi=1
i=1
n n
A 0
（3.9）
q 区 —生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t；
K ˊ —生产采区内采空区瓦斯涌出系数，查AQ1018-2006附录表D.4，取值
范围在1.25~1.45之间，本次取k ＇＝1.35；
q 采i —第i 回采工作面相对瓦斯涌出量，为9.11 m3/t；
A i —第i 回采工作面的日产量，为4393.939t ；
2=8.36m3/min； q 掘i —第i 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，为4.18×A 0—生产采区平均日产量，为4545.5t 。 计算可得，生产采区瓦斯涌出量：
q 区=
K （∑q 采i A i +1440∑q 掘i )
ˊi=1
i=1
n n
A 0
=
1.35⨯（9.11⨯4393.939+1440⨯8.36）
=15.46
4545.5
由以上计算可得，生产采区的瓦斯涌出量为15.46m 3/t。
由于在矿井初期达产时，尚未存在已采采区，故此时的矿井全部涌出量为生产采区涌出量，即：
q 井=15.46m3/t；
9、计算矿井与采掘工作面绝对瓦斯涌出量
xx 煤矿年产量1500kt/a，矿井相对瓦斯涌出量预测值为15.46m 3/t，回采工作面相对瓦斯涌出量预测值为37.46m 3/t，根据下式换算矿井和回采工作面的绝对瓦斯涌出量：
q 绝＝q 相⨯A 年÷330÷1440
式中：
q 绝—绝对瓦斯涌出量，m 3/min；
q 相—相对瓦斯涌出量，m 3/t； A 年—年产量，t 。 矿井绝对瓦斯涌出量：
3
q 井＝/min 15. 4⨯61500÷000÷33=48.80m0
回采工作面绝对瓦斯涌出量：
q 回＝9.11⨯1450000÷330÷1440=27.80m3/min；
掘进工作面绝对瓦斯涌出量：
q 掘＝8.36⨯2=16.72m3/min；
采空区绝对瓦斯涌出量为：
q 空=q 井-q 回-q 掘=4.28 m3/min。
山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司150万吨生产条件下，瓦斯涌出量预测结果如下：
表4.3 回采面瓦斯涌出量预测结果
表4.4掘进面瓦斯涌出量预测结果
表4.5 采区瓦斯涌出量预测结果
表4.6 矿井瓦斯涌出量预测结果
表4.7 瓦斯涌出量预测结果汇总表
由表3.3—3.7可以看出：xx 煤矿在达产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量48.80m 3/min，最大相对瓦斯涌出量15.46m 3/t；对照《煤矿安全规程》第133条规定，矿井达产后，山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司属于高瓦斯矿井。
3.3 瓦斯涌出来源分析
根据预测结果，矿井最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，其中，回采瓦斯涌出27.80m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的56.97%；掘进瓦斯涌出16.72m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的34.26%；采空区瓦斯涌出4.28m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的8.77%。
矿井瓦斯涌出量以回采工作面和掘进面瓦斯涌出为主，采空区瓦斯涌出量较少，这与矿井达产时采空区较少是时相对应的。
6结论及建议
6.1瓦斯预测的结论
（1）通过井下实测及收集矿井瓦斯含量测值，计算出xx 煤矿瓦斯涌出量的相对值和绝对值；
（2）采用《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018—2006）规定的分源预测法，对xx 煤矿瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为：
①xx 煤矿在达产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量48.80m 3/min，最大相对瓦斯涌出量15.46m 3/t；
②对照《煤矿安全规程》第133条规定，矿井达产后，xx 煤矿属于高瓦斯矿井。
（3）根据预测结果，矿井最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，其中，回采瓦斯涌出27.80m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的56.97%；掘进瓦斯涌出16.72m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的34.26%；采空区瓦斯涌出4.28m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的8.77%。
矿井瓦斯涌出量以回采工作面和掘进面瓦斯涌出为主，采空区瓦斯涌出量较少，这与矿井达产时采空区较少是相对应的。
6.2关于矿井瓦斯的建议
该矿最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，属于高瓦斯矿井。其中回采工作面和掘进工作面的瓦斯含量占绝大部分，因此应加大这两个工作面的瓦斯治理。
6.21回采工作面的瓦斯防治
1加强回采工作面瓦斯的监控
成立瓦斯监测监控系统领导组，以加强对全矿井通风安全监测监控工作的领导。贯彻执行党和国家的通风瓦斯监测监控系统方面的方针、政策、法律、法规、标准，传达贯彻上级有关部门通风瓦斯监测监控系统方面的各项指示、决定、文件和会议精神。组织有关部门制定或修订矿井通风瓦斯监测监控系统有关方面的规章制度，并督促贯彻落实。
2合理配置风量
矿井为高瓦斯矿井，回采工作面都为高瓦斯工作面，工作面风量的分配主要决定于工作面瓦斯的涌出量。在确保工作面回风瓦斯浓度不超过1％的情况下进
行配风。配风时以最近时期采场经瓦斯抽放后涌入工作面的瓦斯量作为参考基数进行配风。
3瓦斯抽放
由于各回采工作面瓦斯涌出都较大，一部分工作面瓦斯涌出量超过5m3/min，单靠增加回采工作面风量冲淡工作面瓦斯已不能完全达到较好的瓦斯防治效果，为了有效防治瓦斯防止回采工作面瓦斯超限，采用抽放邻近煤层中的瓦斯的方法减少回采区的瓦斯含量，即在回采前打钻孔到顶板或底板的邻近煤层，回采后瓦斯大量流入钻孔，通过孔口插管，将瓦斯抽出。抽放量占总瓦斯涌出的50%以上。这类回采工作面进行了瓦斯抽放，经过实践证明合理选择瓦斯抽放方法是非常有效的。
4回采工作面后三角瓦斯积聚的防治
回采工作面后三角瓦斯积聚的防治回采工作面后三角瓦斯积聚的防治。在回采工作面大量风流从工作面进入回风顺槽，少量风流从前三角及支架间隙进入采空区，从采空区携带瓦斯经后三角进入工作面回风道，常常造成后三角瓦斯积聚，为了防治回采工作面后三角瓦斯积聚采取一系列措施进行防治：（1）在工作面回风口设风幛。（2）采用风动风机抽后三角高瓦斯区。（3）设置局扇通风吹后三角瓦斯。
6.22掘进工作面的瓦斯防治
1确保风量满足要求
将运输巷主备风机调为大功率的使用, 使用Φ800mm 风筒供风, 确保迎头风量满足要求。专门安排1名风筒维护工维护该段风筒, 杜绝破口及接头漏风, 严禁随意断开风筒, 确保迎头正常供风, 风量满足要求。
2在迎头打注水钻孔
工作面支设临时支护后, 在迎头打注水钻孔, 对煤层进行快速短壁注水, 规定如下:单孔注水量应使该钻孔预湿煤体的平均水分含量增量大于或等于1. 5%或者煤体含水分大于4%。( 1)打眼方法及钻孔布置:采用42mm 钻头进行湿式打眼,
眼深不小于1. 8m。在煤层中均匀布置4个钻孔, 间距不小于500mm 。( 2)注水方法:用 38mm800mm 的封孔器封孔(封孔器长度不小于800mm), 利用施工地点的防尘水同时对4个钻孔进行高压注水, 湿润煤体。( 3)注水时间:由临时支护后开始注水至下次综掘机割煤前进行连续不间断的注水。与永久支护平行作业或迎头煤体湿润出现渗水后, 停止注水, 取出封孔器。
3采取措施控制瓦斯浓度
1）综掘机循环进尺不超过0. 8m,最大控顶距不超过2. 30m。综掘机司机必须随身携带便携式瓦斯报警仪, 当发现瓦斯浓度达到0. 5%时, 放慢机组切割速度, 达到0. 8%时必须停止工作.
(2)综掘机截割作业时, 综掘机司机必须将截割电机打到慢速档进行操作, 为防止截割时片帮, 截割时上帮预留1m, 采用自上而下进行截割, 采用手镐刷帮法达到规定宽度。
(3)综掘机割煤时必须开启机组内、外喷雾、风水喷雾及各运煤转载点喷雾净化风流, 保证正常使用且雾化良好。机组内喷压力不得小于3MPa, 外喷压力不得小于1. 5MPa; 如果内喷雾的水压小于3MPa 或无内喷, 则必须增加外喷数量, 无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机。
4对瓦斯监测监控所采取的针对性措施
(1)在运输巷工作面及巷道回风门口各安设一台瓦斯传感器, 报警点、断电点及复电点调至8%,当瓦斯超限报警时, 能自动切断运输巷迎头及巷道内全部非本质安全型电气设备电源
( 2) 在掘进工作面主、备局部通风机的负荷电缆线上各安设1个开停传感器, 24h 不间断监测主、备局部通风机的运行状态。
(3)运输巷距迎头40m 范围的风筒上安设风筒状态传感器, 安设牢固, 并随掘进进尺及时前移, 24h不间断的监测风筒的供风状态, 确保正常使用, 监控有效。
（4）每天对运输巷安设的瓦斯传感器进行标校、维护, 确保仪器灵敏可靠, 使用正常.
设计项目：矿井瓦斯涌出量分源预测法及其
应用
摘要
瓦斯是指在煤矿生产过程中，从煤层、岩层和采空区放出的各种有害气体的总称，其中甲烷（CH 4）是瓦斯的主体成分，所以狭义的矿井瓦斯一般是指甲烷。本文主要通过对矿山的了解，应用分源预测的方法对煤矿瓦斯涌出量进行预测。得出矿井瓦斯涌出量数值，进而提出预测的结论，应对矿井的问题提出可行性建议，预防瓦斯的危害。
A bstract
Gas is in coal mine production from coal seams, GOB of rock formations and release harmful gases collectively, including methane (CH4) is the main component of gas, gas generally refers to methane so narrow. This article is through the understanding of mine, application source forecasting methods for prediction of mine gas emission rate. Come to the mine gas emission values, presented forecasts conclusions, raised a feasibility proposal on mines, prevention of gas hazard.
任务书
XXX 地处宁武煤田东南部，岚县矿区中部，井田东西宽2.6km ，南北长3.7km ，井田面积9.26km 2。经计算，矿井工业资源储量213.55Mt ，矿井设计可采储量89.23Mt 。设计年产量1.5 Mt ，预计生产近45年，总服务年限50年。井田内含可采及局部可采煤层4层，分别为4-1、4、7、9号煤层。4-1号煤为中灰、特低硫、特低磷的气煤，4号煤为中灰、特低硫、低磷的气煤，7号煤为低中灰、中硫、低磷的气煤和肥煤，9号煤为低中灰、高硫、低磷的气煤，本井田煤层可作为动力用煤及炼焦配煤，也可以单煤高温干馏制取城市煤气。井田范围内4-1、4、7、9号煤层资源储量340.80Mt ，当前开采水平为+590水平，准备开采4-1煤层和4号煤层。井田地质构造相对简单，煤尘有爆炸危险性，属自燃煤层，开采技术条件良好，适合机械化开采。
为确定该矿的瓦斯等级以提出可行性的方案预防瓦斯的危害。现采用分源预测法对矿井进行瓦斯涌出预测。分别测出：矿井绝对瓦斯涌出量、回采工作面绝对瓦斯涌出量、掘进工作面绝对瓦斯涌出量等。进而进行预测评估矿井的瓦斯等级，提出可行性建议。
目录
1绪论............................................................................................................................. 7
1.1国内瓦斯涌出预测研究发展历史................................................................... 7
1.2瓦斯预测研究现状.......................................................................................... 8
2 影响矿井瓦斯涌出量的因素.................................................................................. 10
2.1地质因素......................................................................................................... 10
2. 11煤层和邻近煤、岩层的瓦斯含量........................................................ 10
2.2开采因素......................................................................................................... 10
2.2 1开采规模................................................................................................. 11
2. 22开采顺序................................................................................................. 11
2.23开采方法.................................................................................................. 11
2. 24生产工艺过程......................................................................................... 11
2.25通风压力和风量...................................................................................... 12
2. 26采空区管理............................................................................................. 12
2.3自然因素......................................................................................................... 12
2.31大气压...................................................................................................... 12
2.3 2地震......................................................................................................... 13
3瓦斯涌出量预测的属性、对象、方法及依据....................................................... 13
3.1 瓦斯涌出量预测的属性................................................................................ 13
3.2 矿井瓦斯涌出量预测的对象........................................................................ 14
3.3 采取的预测方法............................................................................................ 15
3.4 矿井瓦斯涌出量预测的依据........................................................................ 15
4. 矿井概况................................................................................................................... 16
4.1矿井基本情况................................................................................................. 16
4.1.1 井田简介................................................................................................ 16
4.1.2 交通条件................................................................................................ 16
4.2自然地理......................................................................................................... 17
4.2.1 地形、地貌............................................................................................ 17
4.2.2 河流........................................................................................................ 18
4.2.3 气象........................................................................................................ 18
4.2.4 地震........................................................................................................ 18
4.3 矿井地质情况................................................................................................ 18
4.3.1 地质构造................................................................................................ 18
4.3.2 煤层........................................................................................................ 21
4.4矿井开拓、通风及采掘布置......................................................................... 22
4.4.1 矿井开拓与采掘布置............................................................................ 22
4.4.2 矿井通风................................................................................................ 23
5. 开采矿井瓦斯涌出量预测....................................................................................... 23
5.1矿井瓦斯涌出量预测的生产条件................................................................. 23
5.2瓦斯涌出量预测............................................................................................. 24
5.3 瓦斯涌出来源分析....................................................................................... 31
6结论及建议............................................................................................................... 31
6.1瓦斯预测的结论............................................................................................. 31
6.2关于矿井瓦斯的建议..................................................................................... 32
6.21回采工作面的瓦斯防治............................................................................ 32
6.22掘进工作面的瓦斯防治............................................................................ 33
1绪论
1.1国内瓦斯涌出预测研究发展历史 矿井瓦斯涌出量即是单位时间内从煤层以及采落的煤（岩）涌入矿井风中的气体总量，矿井进行瓦斯抽放时，包括抽放瓦斯量。我国对瓦斯涌出量已有几十年的研究。抚顺分院矿井瓦斯涌出量预测主要从事煤层瓦斯含量测定、煤结构特征、孔隙分布、比表面积： 煤层瓦斯成分、矿井瓦斯涌出量预测、煤层气开等研究。
20世纪50年代，在国内首次研制了 1883密 闭式岩芯采取器，1954年建立了容量法测定瓦斯 吸附量方法及装置，1956年建立了重量法测定瓦 斯吸附量方法及装置，1958年在1883密闭式岩 芯采取器基础上研制了抚研-58集气式岩芯采取器，同时期研制了瓦斯含量真空密封罐、粉样球 磨机、脱气仪，建立了全套地勘时期煤层瓦斯含量测定方法和测定工艺，至今一直在全国煤田勘探中广为应用。
1953年首次在辽源矿务局中央竖井应用矿山统计法计算煤层瓦斯含量梯度，1959年开展煤中瓦斯含量及其影响因素理论研究，探索煤中水 分、孔隙率、煤阶、温度等因素对瓦斯容量的影响。1959年国内首次在淮南矿务局谢家集二矿应用 矿山统计法预测深部矿井瓦斯涌出量；1959—1964年先后完成了抚顺煤田、北票台吉矿、峰峰 煤田、南桐、梅田等矿区矿井深部瓦斯涌出量预测工作。此后，矿山统计法在全国瓦斯矿井得到了 广泛应用。1959年一1961年开展了压汞法测定煤孔隙结构的瓦斯基础理论研究，建立了压汞法测定煤的孔隙结构装置。
20世纪70年代应用扫描电子显微镜、显微光度计等先进手段研究煤的结构特征，进行了地 勘时期直接测定煤层瓦斯压力尝试。“六五”期间 (1981年一1985年，进行了煤的瓦斯解吸规律研究，提出了解吸法直接测定煤层瓦斯含量的新方法，手工编制煤层瓦斯含量等值线图; 在我国首次 制定了WT77 - 84解吸法测定煤层瓦斯含量和瓦斯成份测定方法的部颁标准；同时开展了煤层 烃类组份与煤岩煤化关系研究, 对北票、湖南、重庆等全国重点高瓦斯矿区进行煤层烃
类组份详细 普查，结合煤层气开发探讨重烃组份与煤岩成份及煤与瓦斯突出的关系, 提出了判别煤层气的“苯指数”指标。两项技术均在地勘系统中得到了广泛应用。
“七五”期间(1986年一1990年）开展了矿井 瓦斯涌出量预测方法，型瓦斯解吸 仪及配套取样装备的国家“七五”重点科技攻关研究，提出了矿井瓦斯涌出量分源预测方法，研制了 GWRVK-1型等压瓦斯解吸仪、定点煤样采集 器。瓦斯涌出量预测技术有了较大的发展，并得到了初步推广应用。
“八五”期间(1991年一1995年) 主要开展“地 勘瓦斯含量测定”、“矿井瓦斯涌出时预测方法及 规范”、“自动地勘瓦斯解吸仪”、“微机绘制瓦斯地 质图件和煤矿瓦斯综合评价系统的研究”等多项国家重点科技攻关项目。在国内外首次建. 变了提钻模拟瓦斯解吸装置，进行了提钻模拟解吸试验，研制成功了ZAME-1型自动化地勘瓦斯解吸仪，解决了 500~1 000饥深孔瓦斯含量测定成功率低、准确性差的技术难题，使瓦斯含量预测准确 率达到90%以上。瓦斯涌出量预测在分源预测 基础上，提出了构造单元分源预测法，首次建立了 全国统一的矿井瓦斯涌出量预测方法和预测规范，将预测精度提高到85%以上。在收集了我国 20个矿务局45个矿井11万个综合瓦斯数据的 基础上，建立了瓦斯地质图件和煤矿瓦斯综合评 价微机绘图处理系统及瓦斯基础参数数据库, 实现趋势面优化、非规则区域控制、地质构造区等值线编绘自动化。
“九五”期间(1991年一1995年），进一步研究 了高产高效采煤工作面和综掘工作面的瓦斯涌出规律，对回采工作面瓦斯涌出量引人工作面推进度修正系数, 研究了综掘落煤瓦斯的均匀性并与 落煤量、运煤速度, 工作面长度有关。通过研究完善了矿井瓦斯涌出量预测方法。50年的不懈努 力，尤其是经过“六五”、“七五”、“八五”、“九五”攻 关, 进行了含量测定、涌出量预测到矿井瓦斯地质 图件绘制全部实现微机化、自动化、规范化，形成 了成熟、完善、配套的矿井瓦斯预测技术，为新矿井设计、老矿井深部改造、矿井通风、瓦斯抽放设计提供了科学依据。
1.2瓦斯预测研究现状
瓦斯涌出量预测是煤矿安全生产中非常重要的课题之一。因此国内很多专家学者结合煤矿的实际情况，探讨了许多瓦斯涌出量预测方法。例如，莫亚林等人提出了基于煤壁瓦斯涌出初速度的综掘工作面瓦斯涌出量预测方法。此方法依据综合机械化掘进工作面具有采、装、运连续、作业的特点和瓦斯涌出的特点，并以此为基础建立了综掘工作面瓦斯涌出量预测模型。李曲等人将基因表达式程序设计方法应用于采煤工作面 瓦斯涌出量预测中，建立了采煤工作面瓦斯涌出量的预测模型。袁东升等人将三维灰趋势面分析法应用于瓦斯涌出量预测中，由于瓦斯 作为地质实体中的一部分，它的生成运移和赋存必然受到地质条件的控 制和支配。趋势面分析法是用数学方法研究地质变量的空间分布与瓦斯 变量变化规律间相互关系的一种多元统计分析方法。在矿井瓦斯涌出量 的预测中，可以从矿井己采区瓦斯涌出量调查中获得瓦斯涌出量这一变 量随地质变量变化的空间分布规律。生产现场表明，地质构造、煤厚变化等对瓦斯涌出量的影响都有一个变化过程，所以在一个矿井范围内瓦斯涌出量沿煤层走向和倾向的变化趋势总是呈趋势性变化。因而可以通过分析己采区瓦斯涌出量沿煤层走向和倾向的变化趋势去预测未采区的 瓦斯涌出量。付永水探讨了适合于低瓦斯煤层工作面的瓦斯涌出量预测方法。他通过瓦斯地质规律研究得到了有关瓦斯涌出量的变化规律和主 要影响因素，并在此基础上根据矿井己采区域的瓦斯涌出量实测数据和相关的地质资料，综合考虑各种影响因素，采用一定的数学方法，建立预 测瓦斯涌出量的多变量数学模型，以对矿井未采区域的瓦斯涌出量进行预测，因此适合于低瓦斯煤层工作面的瓦斯涌出量预测，此方法主要思 想就是利用瓦斯地质数学模型法建立的工作面瓦斯涌出量数学模型来 预测未采区工作面瓦斯涌出量。夏红春运用最小二乘法建立了工作面开采深度与相对瓦斯涌出量之间的一元线性回归方程，利用此方程对深部 区域的瓦斯涌出量进行预测。刘新喜提出了基于人工神经网络的矿 井瓦斯涌出量预测方法，该方法应用人工神经网络模型和算法，建立了煤层群开采矿井瓦斯涌出量预测模型；人工神经网络以其高度的非线 性映射、自组织结构将影响矿井瓦斯涌出量的渚因素视为输入节点，并通过一定方式连接，对网络进行学习与联想记忆，从而实现矿井瓦斯涌 出量预测。莫亚林提出了灰色系统理论瓦斯预测方法，此方法建立不同 深度及掘进过程中的瓦斯预测（GM ）模型，对煤矿采掘工作面的瓦斯涌 出变化进行了分析，经
检验对比，灰色预测精度高于传统预测方法。陈富勇将数值分析应用于矿井未开采区瓦斯涌出量预测中，用数值分析对己有瓦斯涌出量和深度的离散数据进行拟合分析，可寻找到瓦斯涌出量和 开采深度的近似函数，从而实现对未开采区瓦斯涌出量预测的目的。
2 影响矿井瓦斯涌出量的因素
2.1地质因素
2. 11煤层和邻近煤、岩层的瓦斯含量
开采煤层的瓦斯含量高，其瓦斯涌出量也必然大; 开采煤层本身的瓦斯含量并不高，但在开采煤层的上部或下部赋存有瓦斯含量大的煤层(通常称之为邻近层) 或岩层，由于受开采的影响，这些邻近煤(岩) 层中的瓦斯就要大量流入开采煤层的采空区和生产空间，从而增加了矿井的瓦斯涌出量。这些是矿井瓦斯涌出量的决定因素。此外，邻近层的厚度、层数以及与开采层的间距等也都明显地影响到矿井瓦斯涌出量。
2.12 煤层和围岩的瓦斯渗透性
煤层与围岩的渗透性对于矿井瓦斯涌出量的大小具有十分重要的影响。渗透性强的煤层，瓦斯易于在其中流动，流速快，瓦斯涌出强度大，矿井瓦斯涌出量就大; 围岩的瓦斯渗透性强，有利于邻近煤层的瓦斯向开采层的开采空间放散，矿井的瓦斯涌出量也随之增大。影响煤层和岩层渗透性的因素除与原生孔隙度、孔隙大小、后期遭受构造破坏的程度及构造裂隙的性质有关外，还与在受采动后煤层和围岩所产生的采动裂隙的发育程度以及采动裂隙发育的范围有关。采动裂隙的发育程度及发育范围又与顶底板岩石的机械物理性质、松散比、工作面长度、开采范围、作业方式等因素有关。
2.2开采因素
2.2 1开采规模
开采规模泛指开采深度、开拓和开采范围、矿井产量以及工作面个数、长度、推进速度等。在一定深度范围内煤层瓦斯含量随埋藏深度的增加而增大。在我国目前开采技术条件下，开采深度越深瓦斯涌出量也就越大。在相似的瓦斯地质条件下，开拓与开采范围大、产量高的矿井、水平和采区其绝对瓦斯涌出量相对说比较大。当开拓与开采达到一定范围，产量达到一定水平之后，矿井相对瓦斯涌出量达到一定数量后变化不大。
在生产工艺和瓦斯地质条件基本相似的条件下，随着产量的增减矿井绝对瓦斯涌出量有明显的增减，而相对瓦斯涌出量的变化则不明显。
通过实测分析认为，当矿井开采具有一定规模后，如果矿井涌出的瓦斯主要来源于采落的煤块时，随着产量的变化，对绝对瓦斯涌出的影响较为显著; 如果瓦斯主要来源于采空区和煤壁，随产量的变化对相对瓦斯涌出量的影响较为显著。
2. 22开采顺序
近距离多煤层或厚煤层分层开采时，首采煤层(或首分层) 瓦斯涌出量较高，除因本身的瓦斯涌出量外，邻近层或其他分层的瓦斯，也会通过各种途径涌入首采层的采空区和开采空间中来。
2.23开采方法
顶板管理采用全部垮落法，由于顶板的垮落和松动范围较大，其瓦斯涌出量就比较大; 而采用充填或部分充填法，其瓦斯涌出量相对比较小。采区煤柱多，工作面采空区丢煤多，回采率低的采煤方法(如落垛采煤法) 的采区，瓦斯涌出量比较大。回采工作面初次来压、周期来压时，以及产生冲击地压时，瓦斯涌出量都会大，周期来压比正常生产时，其瓦斯涌出量增加60%左右。
2. 24生产工艺过程
在同一采掘工作面中，由于不同的生产工艺过程，瓦斯涌出量差异很大，一般在落煤时瓦斯涌出量为最高。据实测资料表明，在采掘工作面不同生产工艺过程中瓦斯涌出情况不同
2.25通风压力和风量
通风压力的增减，必然影响到瓦斯涌出平衡压力的变化，即影响到矿井瓦斯涌出量的变化。抽出式通风的矿井，瓦斯涌出量随着矿井通风压力(负压) 的提高而增大，压入式通风的矿井，瓦斯涌出量随着矿井通风压力(正压) 的降低而增加。
如果瓦斯主要来自开采煤层(如单一煤层) ，则风量变化时，绝对瓦斯涌出量变化不大，风流中的瓦斯浓度将因风量的增加而减少，反之增加。多煤层回采的采区内，采空区可能积存大量高浓度的瓦斯，风量变化将使原有的采空区瓦斯排出状况改变。以抽出式通风矿井为例，风量增加时，起初由于负压和采空区漏风量的加大，一定数量的瓦斯从采空区涌出，绝对瓦斯涌出量增加，回风流中瓦斯浓度也急剧上升。上升到一定高度便开始下降，但超过原有浓度要维持一段时间。经过一定时间绝对瓦斯涌出量才恢复接近原有浓度，而回风流中的瓦斯浓度比原有浓度要低。风量减小时，情况相反。可见风量变化，能引起短时间内瓦斯涌出量的变化。这一时间的长短决定于采空区漏风中瓦斯浓度和瓦斯涌出量强度，涌出强度越小延续时间越长。进行采区风量调节时，必须注意回风流中的瓦斯浓度。
2. 26采空区管理
采空区是矿井瓦斯的一个重要来源。采空区内积存着大量的高浓度
(60%-70％) 瓦斯。如果采空区密闭的质量不好，或其进、回风巷两侧通风压差较大，就会造成采空区大量漏风，而把更多的瓦斯带出来，从而导致矿井瓦斯涌出量增大。
2.3自然因素
2.31大气压
大气压的变化是影响矿井瓦斯涌出量的一个重要因素。据美国有关资料统计，有50%以上的瓦斯事故是发生在大气压急剧变化的时候。在我国不完全统计也有40%一50%的瓦斯事故是发生在大气压急剧变化的时候。阴雨天，空气中水蒸气含量增加，使大气压变低，以抽出式通风而言，造成矿井瓦斯涌出速度加快，涌出量增大，从而容易造成瓦斯积存，引发瓦斯爆炸事故。
原因分析：以大气压力Po ，井巷中任意一点的绝对压力为P1，其通风阻力用hw 表示。即:Po-P1＝hw 。当大气压下降时，其值为△X 。这时大气压为Po-△X ，矿井通风机工作状况不变，矿井的通风压力也不变。那么，这时P, 的绝对压力＝(Po-△X) －hw=P1－△X 。显而易见，现在P1点的压力比原来小了△X ，致使阻碍瓦斯向外涌出的能力下降，从而导致瓦斯向外涌出速度加快，涌出量增大。因此，在大气压发生变化的时候，我们必须密切注视瓦斯涌出量的变化，采取积极的措施，以防止瓦斯积存造成瓦斯事故。
2.3 2地震
地震是一个增大瓦斯涌出量的因素。据前苏联谢布尼诺煤矿在地震期间对瓦斯涌出量的观测，是正常时瓦斯涌出量的3.5－5倍，最高时达到了10－15倍。
地震可以产生较大的地质构造变化，它破坏了原有瓦斯涌出的平衡:(1)破坏了采区与风流相隔离的密闭;;(2)增加了煤、岩层中的裂隙。其结果是增大了从顶底板及邻近层向采空区涌出瓦斯的强度; 增大了从破坏的密闭涌向风流的瓦斯; 经过新形成的裂隙增大了围岩和煤层。
综上所述，影响矿井瓦斯涌出量的因素是多方面的，由于各矿区的条件不同，其因素的影响程度也不同，但总有几种因素是主要影响因素。我们应该通过系统的深入研究，找出规律性，以便有针对性地采取控制和防范
3瓦斯涌出量预测的属性、对象、方法及依据
3.1 瓦斯涌出量预测的属性
矿井瓦斯涌出量预测是指对一个新建矿井或者是生产矿井的新水平延深、新采区及采掘工作面即将生产时所能涌出的瓦斯量给出定量的判断，其主要目的是为矿井的瓦斯治理提供帮助。瓦斯涌出量预测能够定量的给出矿井的不同煤层、不同地点的瓦斯涌出量，为将来的瓦斯抽放设计提供依据。进行瓦斯涌出量预测的矿井可根据所选择的抽放方法能达到的抽放效果判断所能抽出的瓦斯量，然后依据瓦斯涌出量预测结果判断风排瓦斯量，从而对工作面配风及风机的选择作出正确的决策。
矿井瓦斯涌出量是指一定生产时期、生产方式和配产条件下的瓦斯涌出量，其主要是指从煤层和岩层及采落煤岩体涌入矿井中的气体总量，矿井瓦斯抽放时，矿井瓦斯涌出量应包括瓦斯抽放量。
矿井瓦斯涌出量预测时涉及到绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量概念。其绝对瓦斯涌出量是指单位时间内从煤层和岩层以及采落煤岩体所涌出的瓦斯量，是指每分钟涌出的瓦斯体积，单位是m 3/min；其相对瓦斯涌出量概念是指平均开采单位体积的煤炭，其开采环境及采落煤所涌出的瓦斯量，是指平均每开采一吨煤涌出的瓦斯体积，单位是m 3/t。
矿井瓦斯涌出量预测时，从煤层的角度涉及到开采层瓦斯涌出量、邻近层瓦斯涌出量的概念，分别指目前或即将生产的煤层及其邻近层，在开采本生产煤层中所能涌出的瓦斯量。从开采场所的角度涉及回采工作面瓦斯涌出量、掘进工作面瓦斯涌出量、生产采区瓦斯涌出量、煤壁瓦斯涌出量、落煤瓦斯涌出量等概念，均指开采即将生产的煤层从不同的场所所能涌出的瓦斯量，均可用绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量来表示。
3.2 矿井瓦斯涌出量预测的对象
本次矿井瓦斯涌出量预测的对象是位于山西省吕梁市岚县社科乡xx 村的山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司（以下简称xx 煤矿）。xx 煤矿为基建矿井，预测的煤层是当前开采水平（+590m）的4-1号、4号煤层。根据矿方提供的初步设计报告，4-1号、4号煤层平均间距3.07m ，作为一个水平联合开采，其预测的范围是4-1号、4号煤层开采时，在年产150万吨的开采速度条件下的矿井瓦斯涌出量。4-1号煤平均厚度3.13m ，4号煤层平均厚度2.39m 。根据煤层赋存
条件及开采技术条件，xx 煤矿采煤方法采用走向长壁综采一次采全高采煤法，全部跨落法管理顶板，首采工作面为14上101工作面，接替工作面为14上103工作面，达产时开采回采面为14上103工作面，此时14上101工作面为采空区，同时有两个掘进面，采掘比为1:2。
3.3 采取的预测方法
根据安全生产行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），采用分源预测法对岚县正利煤业矿井瓦斯涌出量进行预测。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（图1-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层的赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。
图1-1 矿井瓦斯涌出源汇关系示意图
3.4 矿井瓦斯涌出量预测的依据
1、《煤矿安全规程》，国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局，2010年；
2、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年12月；
3、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年12月；
4、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），国家安全生产监督管理总局，2006年5月；
5、《瓦斯抽放工程设计编制提纲》，山西省煤炭工业局，2008年4月；
6、《山西省宁武煤田岚县xx 煤矿补充勘探设计》，山西省煤炭地质148勘查院，2009年11月；
7、《山西西焦煤集团岚县正利煤业有限公司xx 煤矿初步设计说明书》，煤炭工业太原设计研究院，2010年3月；
8、矿方提供的其它资料。
4. 矿井概况
4.1矿井基本情况
4.1.1 井田简介
xx 井田地处宁武煤田东南部，岚县矿区中部，井田东西宽2.6km ，南北长
3.7km ，井田面积9.26km 2。经计算，矿井工业资源储量213.55Mt ，矿井设计可采储量89.23Mt 。设计年产量1.5 Mt，预计生产近45年，总服务年限50年。井田内含可采及局部可采煤层4层，分别为4-1、4、7、9号煤层。4-1号煤为中灰、特低硫、特低磷的气煤，4号煤为中灰、特低硫、低磷的气煤，7号煤为低中灰、中硫、低磷的气煤和肥煤，9号煤为低中灰、高硫、低磷的气煤，本井田煤层可作为动力用煤及炼焦配煤，也可以单煤高温干馏制取城市煤气。井田范围内4-1、4、7、9号煤层资源储量340.80Mt ，当前开采水平为+590水平，准备开采4-1煤层和4号煤层。井田地质构造相对简单，煤尘有爆炸危险性，属自燃煤层，开采技术条件良好，适合机械化开采。
4.1.2 交通条件
209国道从县城通过，岚县一娄烦一古交一太原公路从井田东部经过，拟建的太-古-岚铁路从井田东部经过，经太原与同蒲线、石太线铁路相连。将来可设铁路专用线和铁路装车站。井田内各村庄之间有县级、乡级公路相通，交通条件非常便利。
图2-1 xx 煤矿交通位置示意图
4.2自然地理
4.2.1 地形、地貌
该井田位于吕梁山脉的芦芽山南部的丘陵区，属典型黄土梁峁地貌。地势南高北低，最低海拔1148.2m ，最高海拔1354.2m ，一般标高1200～1300m 。
4.2.2 河流
井田东北部的岚河属汾河水系。汾河源于宁武管涔山，由东寨经静乐向南，在本井田东南注入汾河水库。汾河水库历年最高积水线为1130m 。汾河南下至河津注入黄河，汾河水库上游，汇水面积2799km 2。历年最大流量2230m 3/s，最小流量0.19 m3/s。
岚河源于岚县白龙山，经岚城、东村折而流向东南，由井田东北流过，在下静汇入汾河。全长56.7km 。雨季最大流量874.0 m3/s，旱季最小流量0.064 m3/s，历年平均流量2.25 m3/s。
4.2.3 气象
该区属内陆性半干旱气候，冬季长而寒冷，夏季短而燥热。雨水少且集中在7、8、9三个月，历年降水量平均为494.3mm ，蒸发量平均为1762.1mm 。最高气温36.4℃，最低气温零下30.5℃，历年平均气温8.3℃。每年十月底开始降雪和封冻，冻土深度85～117cm ，至翌年三月底或四月初开始解冻，冰冻期长达160天以上。每年除7、8、9三个月有东南风外，其余皆为西北风，历年平均风速2.1m/s，最大风速达16m/s，相当7～8级大风。
4.2.4 地震
依据《中国地震动峰值加速度区划图》(GB18306-2001)，本地区动峰值加速度为0.05，相当于地震基本烈度6度。
据历年记载，该区未发生过强烈地震，但值得注意的是祁吕贺山字型构造休系是一大地震活动带，宁武一带历史曾发生过多次七级以上地震。
4.3 矿井地质情况
4.3.1 地质构造
井田大面积被第三、四系地层所覆盖，只在东北部的岚河东岸零星出露有二叠系上统石千峰组地层。其它地层均为钻孔揭露，现由老至新分述如下：
（一）奥陶系（O ）
奥陶系中统马家沟组（O 2m ）：上部以青灰色、深灰色石灰岩、泥灰岩为主，局部层段岩溶发育；往下以豹皮状灰岩、白云质灰岩为主，中夹角砾状灰岩。
（二）石炭系中统本溪组（C 2b ）：
平行不整合于马家沟组灰岩之上，厚21.60-39.20m ，一般厚27m 左右。下部以灰白、浅红色铝土泥岩为主，中夹不稳定的粘土层；底部为褐黄色极不稳定的山西式铁矿；上中部为灰、灰白、灰绿色泥岩、砂质泥岩、铝质泥岩、夹薄层石灰岩、薄煤层和石英细砂岩。
（三）石炭系上统太原组（C 3t ）
太原组为主要含煤地层，厚110.64-127.39m ，一般厚116.00m 左右。与下伏本溪组整合接触。据岩性特征分为上下两段，其间标志层K 3砂岩把两者分开。
太原组一段：K 1砂岩底至K 3砂岩底，可分为六个层段：
K 1砂岩至11号煤顶板泥灰岩：主要由细砂岩、砂质泥岩、薄煤层和泥灰岩组成。
11号煤上部泥灰岩顶至10号煤顶板石灰岩：主要由砂质泥岩、泥岩、薄煤层和石灰岩组成。
10号煤上部灰岩顶至10-o 号煤顶板石灰岩：由砂质泥岩、煤层、石灰岩组成，此段变化大。
10-o 号上部石灰岩顶至L 1石灰岩：由粘土岩、砂质泥岩、9号煤、L 1灰岩组成。
L 1灰岩顶至L 2灰岩：由砂质泥岩、粉砂岩（或细砂岩）、8号煤、L 2石灰岩组成。
L 2灰岩顶至L 3灰岩：由粉砂岩、砂质泥岩、细砂岩、7号煤和L 3灰岩组成。 以上这六个不同的层段，从岩性、岩相分析，可划分为六个小旋回，从第一旋回到第六旋回地壳升降速度缓慢，并且规律地逐步降升形成一个完整的中旋回，聚煤作用从开始到发育直至结束，也是一个完整的聚煤过程，因此在旋回中部形成了较厚的9号煤层，而在其上下部形成较薄的煤层。此组为海陆交互相含煤建造。
K 3砂岩为灰白色厚层状细—粗粒砂岩，局部含小砾石，为河床相沉积。厚度变化大，在井田内有尖灭现象。
太原组二段由K 3砂岩至4号煤顶部，此段可分为两部分描述：
K 3砂岩至5号煤上部泥灰岩：由中、细砂岩、砂质泥岩、5、6号煤层和泥灰岩（钙质泥岩）组成。
由泥灰岩顶部至4号煤顶部：由粉砂岩、细砂岩和4号煤组成，有较多的植物化石。
从岩性岩相分析可划为一个完整小旋回和一个不完整小旋回。后期地壳升降频繁，波动较大，致使上部遭受冲刷，形成了一个不完整的旋回。
（四）二叠系下统山西组（P 1s ）：
山西组含煤地层，由4-5层灰白色中细砂岩和4个薄煤层及深灰色、灰黑色砂质泥岩、泥岩组成。厚34.07-60.20m ，一般厚52.00m 左右。从岩相分析，河床相砂岩发育，纯陆相沉积的连续性常被中断，含煤性很差，所以形成一些多而薄的煤层。
（五）二叠系下统下石盒子组（P 1x ）：
与下伏山西组整合接触，厚82.97-123.90m ，一般厚106m 。本组由灰色、灰绿色、灰黄色、灰白色、灰紫色砂岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、铝质泥岩组成，顶部常含有一层夹有大量紫色斑块的铝土泥岩，下部常含有煤线和薄煤层，底部K 5砂岩厚1-19m ，厚度变化极大，通常厚7m 左右，为灰色中粗粒砂岩，含大量岩屑和暗色、绿色矿物。
（六）二叠系上统上石盒子组（P 2s ）
1. 一段（P 2s 1）
厚224-273m ，一般250m 。
下部50-60m ，由灰绿色、黄绿色、中粗粒砂岩、与厚层状兰灰色、灰绿色泥岩、砂质泥岩互层，间夹薄层紫色泥岩。底部K 6砂岩厚1.38-29.73m ，一般厚11m 左右，为黄绿色中粗粒砂岩，泥质胶结，分选不良，交错层理发育。
中部厚100m 左右，由灰绿色、黄绿色、紫色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩等组成，由上往下色相条带明显，顶部细砂岩坚硬，岩相变化大。
上部厚约80m ，以兰灰色、紫色砂岩、砂质泥岩和泥岩呈互层状出现，砂岩中含泥质包裹体和小砾石。
本组含联合栉羊齿、东方栉羊齿等化石。
2. 二段（P 2s 2）
厚110-130m ，可分为上下两部分。
下部厚60m 左右。由紫色、暗紫色泥岩、砂质泥岩及黄绿色中、细粒砂岩等组成。底部K 7砂岩厚2.90-25.30m ，一般厚7m 左右，为灰绿色、黄绿色中细粒砂岩，分选磨园皆差，岩相变化大。
上部厚50-55m ，以葡萄紫色为主的各种紫色泥岩、砂质泥岩及黄绿色砂岩等组成。底部砂岩厚10-15m ，为浅黄色、黄绿色中粗粗砂岩，常含小砾石。
（七）二叠系上统石千峰组（P 2sh ）
与石盒子地层整合接触，厚148m 。由紫红色、暗紫色、砖红色砂岩、砂质泥岩粉砂岩等组成。底部砂岩K 8厚约22m ，为灰白色、黄绿色粗粒砂岩，泥质胶结，具斜层理，砂岩底部含有以燧石为主的小砾石。
（八）第三系上统静乐组（N 2j ）
与下伏基岩呈不整合接触，厚10-60m ，一般35m ，由棕红色、浅紫红色粘土、亚粘土等组成，内含砂质和砂土透镜体或砂土层，亦有不成层的钙质结核。底部为砂砾层，砾石成分以石灰岩为主。含三趾马牙齿等化石。
（九）第四系中、上更新统（Q 2+3）
厚0-110m ，一般为40m ，下部厚0-60m ，一般20m ，为淡棕红色，含不连续钙质结核层和古土壤层，红、黄相间，常形成柱状垂直节理，产状受古地形控制：上部厚0-50m ，一般约20m ，通称马兰黄土，由淡黄土亚砂土、亚粘土等构成，结构松散，颗粒均匀，具大孔隙，广泛分布于井田内山坡、高峁之上。
（十）第四系全新统（Q 4）
厚约0-20m ，为现代河流冲积，由卵石、砾石、砂、再生黄土等构成，以河谷沉积为代表。
xx 井田位于宁武煤田东南部，为一向东倾斜的单斜构造，地层总体走向近南北，倾向东，倾角10°左右。未见断裂构造、陷落柱及岩浆岩，井田构造属简单类。
4.3.2 煤层
井田主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，共含煤14层，其中山西组4（1、2、3-1、3-2号煤层）层，太原组10（4-1、4、5、6、7、8、9、10-0、10、11）层。其中可采煤层共4层，分述如下：
（一） 4-1号煤：位于太原组顶部，煤厚0.85-4.50m ，平均3.13m 。煤层结构中等，含0-3夹矸，夹矸一般为泥岩或炭质泥岩，顶底板多为砂质泥岩或泥岩。属全井田稳定可采煤层；
（二） 4号煤层：位于4-1煤下0.70-6.75m ，平均3.07m 。煤厚1.52-3.43m ，平均2.39m ，含0-2层夹矸，夹矸为炭质泥岩或泥岩，顶底板多为砂质泥岩或泥岩。属全井田稳定可采煤层。
（三） 7号煤层：位于L 3灰岩下6.00m 左右，煤厚0.88-1.45m ，平均1.18m ，结构单一，顶板多为砂质泥岩、粉砂岩，有时L 3灰岩为其直接顶板，底板多为细粒砂岩或砂质泥岩。为全井田可采的稳定煤层。
（四） 9号煤层（俗称三丈六）：位于太原组中下部，是本井田最主要的可采煤层，厚9.93-15.43m ，平均12.06m 。夹矸一般2-3层，而且多出现在煤层下部，夹矸最多达7层，结构复杂，个别点夹石厚度大于0.70m 。顶板为L 1石灰岩，底板多为泥岩或砂质泥岩。属全井田可采的稳定煤层。
4.4矿井开拓、通风及采掘布置 4.4.1 矿井开拓与采掘布置
矿井采用立井开拓方式，共有主副立井和回风井三个。井口坐标：主立井：X ＝4231033.000，Y ＝37567619.000，Z ＝+1158.000；副立井：X ＝4231057.000，Y ＝37567555.000，Z ＝+1158.000；回风立井：X ＝4230685.000，Y ＝37567868.000，Z ＝+1150.50。
根据xx 煤矿提供的开采设计，该矿井移交生产和达到设计生产能力是共布置一采区一个生产采区，一采区位于井田中南部，首采工作面为14上101工作面，采煤方法采用走向长壁分层开采，工作面采用割煤机割煤，全部垮落法管理顶板。首采工作面长度164m ，工作面采高2.42m ，回采率95%，回采工作面采煤机截深为0.8m, 循环进度0.8m ，日循环次数为9次，设计产量为1.36Mt/a，加上掘进面产量0.07 Mt/a，此时矿井的总产量为1. 36Mt/a；接替面为14上103回采面，在
14上103回采面回采时，回采面产量1.45Mt/a，掘进面产量0.07 Mt/a，此时矿井总产量1.52 Mt/a，矿井达产。
4.4.2 矿井通风
矿井通风采用中央并列抽出式通风，由主、副井进风，回风井回风。矿井选择BDK618－8－№25轴流式通风机两台，两台风机一台工作，一台备用。
根据矿方提供的测风旬报表，当前矿井总回风风量为4800 m 3/min左右，瓦斯浓度为0.05%左右。
5. 开采矿井瓦斯涌出量预测
5.1矿井瓦斯涌出量预测的生产条件
根据对xx 煤矿4、4-1号煤层参数实测数据可知，4号煤层原始瓦斯压力为0.63~0.70Mpa，原始瓦斯含量为3.89~4.16m3/t，4-1号煤层原始瓦斯压力为0.70~0.82 Mpa，原始瓦斯含量为4.26~4.70m3/t，在涌出量计算时，按照最困难计算原则，原始瓦斯含量按照最大值计算。
结合xx 煤矿提供的初步设计，矿井达产时的生产条件制定出表3.1。
表5.1 矿井达产时开采预测条件
5.2瓦斯涌出量预测
预测瓦斯涌出量的计算公式如下：
1、开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量计算公式：
m
K (W -0W c ) （3.1） q 1=K 12K
M
式中：
q 1——开采层相对瓦斯涌出量，m 3／t ；
K 1——围岩瓦斯涌出系数；K 1值选取范围为1.1～1.3；由于该矿采用全部陷落法管理顶板，围岩为砂质泥岩等致密性围岩，K 1取值可为1.2；
K 2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，该矿为1.05； K 3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k 3按下式确定：
k 3=
L -2h
L
式中：
L —回采工作面长度，为184m ；
h —巷道瓦斯预排等值宽度，m ，取h=23m； 计算得：
K 3=
L -2h 184-2⨯23
==0.75； L 184
m ——开采层厚度，3.13m ； M ——工作面采高，2.42m ； W 0 —煤层原始瓦斯含量，21.62m 3/t；
W C —煤的残存瓦斯含量，对于瓦斯含量
7. 207
10. 38e -5
W c = （3.2）
W 0
式中：
W c ——煤层残存瓦斯含量，m 3/t.r； W 0——煤层原始瓦斯含量，m 3/t.r。 计算可得：
10.385e -7.20710.385e -7.207
W c ===1.6⨯10-3
W 04.70
综上计算得：
m 3.13
q 1=K 1 K 2 K 3 (W 0-W c ) =1.2⨯1.05⨯0.75⨯⨯(4.70-0.0016) =5.74m 3/t
M 2.42
2、邻近层瓦斯涌出量 q 2=式中：
q 2—邻近层相对瓦斯涌出量，m 3/t；
∑
i =1
n
m i
(W 0i -W Ci ) ⋅⋅ηi （3.3）
M
m i —第i 个邻近层煤层厚度， m ；
M —回采工作面采高，为2.42m ； ηi —第i 邻近层瓦斯排放率，%；
W 0i —第i 邻近层煤层原始瓦斯含量，4.16m 3/t；
W c i —第i 邻近层煤层残存瓦斯含量，参照开采层选取0.0016m 3/t。
开采4-1号煤层时的邻近层的煤层厚度、与4-1号煤层间的距离及其瓦斯排放率见表3.2；邻近煤层瓦斯排放率与层间距的关系曲线见图3.1。
表3.2 开采4-1号煤层时邻近煤层厚度、距离及瓦斯排放率表
1－上邻近层 2－缓倾斜煤层下邻近层 3－倾斜、急倾斜煤层下邻近层
图3.1 邻近煤层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
计算可得邻近层瓦斯涌出量：
q 2 =(W0－W c 2.39
×0.82=3.37m3/t 2.42
3、回采工作面瓦斯涌出量：
q 采=q 1+q 2 （3.4）
式中：
q 采—回采工作面相对瓦斯涌出量，m 3/t 。
3
q 采=q 1+q 2=5.74+3.37=9.11m/t
由以上计算可得：矿井达产时回采工作面吨煤瓦斯涌出量为9.11 m3/t 。 4、掘进巷道煤壁瓦斯涌出量
q 3=D ⋅v ⋅q 0⋅(2
（3.5）
式中：
q 3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m 3/min；
D —巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ；其中：D=2h+b，h 和b 分别为巷道的高度和宽度，取h=2.8m、b=4.5m；
v —巷道平均掘进速度，取值2000/（330×1440）=0.0042m/min； L —巷道长度，取1690m （按14上101工作面顺槽长度）； q 0 —煤壁瓦斯涌出强度，按下式计算得0.327 m3/（m 2·min ）；
q 0=0.026[0.0004（V ）2+0.16]×W 0；
（3.6）
其中：
r
—煤中挥发份含量，%，取V V ＝32.48%； r
L
-1) v
r
W 0—煤层原始瓦斯含量，4.70m 3/t。 计算可得掘进巷道煤壁瓦斯涌出量：
q 3＝10.1×0.0042×0.071×
＝3.82m 3/min
即：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量为3.82 m3/min。 5、掘进落煤的瓦斯涌出量
q 4=S·v ·γ·（W 0-W C ） （3.7） 式中：
q 4—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m 3/min；
S —掘进巷道断面积，取S ＝12.6m 2； v —巷道平均掘进速度， v ＝0.0042m/min ； γ—煤的密度，γ＝1.44t/m3； W 0—煤层瓦斯含量，4.70 m3/t； W C —煤的残存瓦斯含量，0.0016m 3/t。 计算可得掘进落煤的瓦斯涌出量：
q 4＝12.6×0.0042×1.44×（4.70-0.0016）＝0.36m 3/min。
即：掘进工作面落煤瓦斯涌出量分别为0.36m 3/min。 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：
q 掘=q 3+q 4 （3.8） 式中：
q 掘—掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/min。
q 掘=3.82+0.36=4.18m3/min
即：掘进巷道每分钟瓦斯涌出量为4.18 m3/min。 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。矿井在14上103工作面回采时达产，此时14上101工作面为采空区。
其计算公式：
q 区=式中：
K （∑q 采i A i +1440∑q 掘i )
ˊi=1
i=1
n n
A 0
（3.9）
q 区 —生产采区相对瓦斯涌出量，m 3/t；
K ˊ —生产采区内采空区瓦斯涌出系数，查AQ1018-2006附录表D.4，取值
范围在1.25~1.45之间，本次取k ＇＝1.35；
q 采i —第i 回采工作面相对瓦斯涌出量，为9.11 m3/t；
A i —第i 回采工作面的日产量，为4393.939t ；
2=8.36m3/min； q 掘i —第i 掘进工作面绝对瓦斯涌出量，为4.18×A 0—生产采区平均日产量，为4545.5t 。 计算可得，生产采区瓦斯涌出量：
q 区=
K （∑q 采i A i +1440∑q 掘i )
ˊi=1
i=1
n n
A 0
=
1.35⨯（9.11⨯4393.939+1440⨯8.36）
=15.46
4545.5
由以上计算可得，生产采区的瓦斯涌出量为15.46m 3/t。
由于在矿井初期达产时，尚未存在已采采区，故此时的矿井全部涌出量为生产采区涌出量，即：
q 井=15.46m3/t；
9、计算矿井与采掘工作面绝对瓦斯涌出量
xx 煤矿年产量1500kt/a，矿井相对瓦斯涌出量预测值为15.46m 3/t，回采工作面相对瓦斯涌出量预测值为37.46m 3/t，根据下式换算矿井和回采工作面的绝对瓦斯涌出量：
q 绝＝q 相⨯A 年÷330÷1440
式中：
q 绝—绝对瓦斯涌出量，m 3/min；
q 相—相对瓦斯涌出量，m 3/t； A 年—年产量，t 。 矿井绝对瓦斯涌出量：
3
q 井＝/min 15. 4⨯61500÷000÷33=48.80m0
回采工作面绝对瓦斯涌出量：
q 回＝9.11⨯1450000÷330÷1440=27.80m3/min；
掘进工作面绝对瓦斯涌出量：
q 掘＝8.36⨯2=16.72m3/min；
采空区绝对瓦斯涌出量为：
q 空=q 井-q 回-q 掘=4.28 m3/min。
山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司150万吨生产条件下，瓦斯涌出量预测结果如下：
表4.3 回采面瓦斯涌出量预测结果
表4.4掘进面瓦斯涌出量预测结果
表4.5 采区瓦斯涌出量预测结果
表4.6 矿井瓦斯涌出量预测结果
表4.7 瓦斯涌出量预测结果汇总表
由表3.3—3.7可以看出：xx 煤矿在达产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量48.80m 3/min，最大相对瓦斯涌出量15.46m 3/t；对照《煤矿安全规程》第133条规定，矿井达产后，山西焦煤集团岚县正利煤业有限公司属于高瓦斯矿井。
3.3 瓦斯涌出来源分析
根据预测结果，矿井最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，其中，回采瓦斯涌出27.80m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的56.97%；掘进瓦斯涌出16.72m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的34.26%；采空区瓦斯涌出4.28m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的8.77%。
矿井瓦斯涌出量以回采工作面和掘进面瓦斯涌出为主，采空区瓦斯涌出量较少，这与矿井达产时采空区较少是时相对应的。
6结论及建议
6.1瓦斯预测的结论
（1）通过井下实测及收集矿井瓦斯含量测值，计算出xx 煤矿瓦斯涌出量的相对值和绝对值；
（2）采用《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018—2006）规定的分源预测法，对xx 煤矿瓦斯涌出量进行了预测，预测结果为：
①xx 煤矿在达产时，矿井最大绝对瓦斯涌出量48.80m 3/min，最大相对瓦斯涌出量15.46m 3/t；
②对照《煤矿安全规程》第133条规定，矿井达产后，xx 煤矿属于高瓦斯矿井。
（3）根据预测结果，矿井最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，其中，回采瓦斯涌出27.80m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的56.97%；掘进瓦斯涌出16.72m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的34.26%；采空区瓦斯涌出4.28m 3/min，约占全矿井瓦斯涌出的8.77%。
矿井瓦斯涌出量以回采工作面和掘进面瓦斯涌出为主，采空区瓦斯涌出量较少，这与矿井达产时采空区较少是相对应的。
6.2关于矿井瓦斯的建议
该矿最大绝对瓦斯涌出量为48.80m 3/min，属于高瓦斯矿井。其中回采工作面和掘进工作面的瓦斯含量占绝大部分，因此应加大这两个工作面的瓦斯治理。
6.21回采工作面的瓦斯防治
1加强回采工作面瓦斯的监控
成立瓦斯监测监控系统领导组，以加强对全矿井通风安全监测监控工作的领导。贯彻执行党和国家的通风瓦斯监测监控系统方面的方针、政策、法律、法规、标准，传达贯彻上级有关部门通风瓦斯监测监控系统方面的各项指示、决定、文件和会议精神。组织有关部门制定或修订矿井通风瓦斯监测监控系统有关方面的规章制度，并督促贯彻落实。
2合理配置风量
矿井为高瓦斯矿井，回采工作面都为高瓦斯工作面，工作面风量的分配主要决定于工作面瓦斯的涌出量。在确保工作面回风瓦斯浓度不超过1％的情况下进
行配风。配风时以最近时期采场经瓦斯抽放后涌入工作面的瓦斯量作为参考基数进行配风。
3瓦斯抽放
由于各回采工作面瓦斯涌出都较大，一部分工作面瓦斯涌出量超过5m3/min，单靠增加回采工作面风量冲淡工作面瓦斯已不能完全达到较好的瓦斯防治效果，为了有效防治瓦斯防止回采工作面瓦斯超限，采用抽放邻近煤层中的瓦斯的方法减少回采区的瓦斯含量，即在回采前打钻孔到顶板或底板的邻近煤层，回采后瓦斯大量流入钻孔，通过孔口插管，将瓦斯抽出。抽放量占总瓦斯涌出的50%以上。这类回采工作面进行了瓦斯抽放，经过实践证明合理选择瓦斯抽放方法是非常有效的。
4回采工作面后三角瓦斯积聚的防治
回采工作面后三角瓦斯积聚的防治回采工作面后三角瓦斯积聚的防治。在回采工作面大量风流从工作面进入回风顺槽，少量风流从前三角及支架间隙进入采空区，从采空区携带瓦斯经后三角进入工作面回风道，常常造成后三角瓦斯积聚，为了防治回采工作面后三角瓦斯积聚采取一系列措施进行防治：（1）在工作面回风口设风幛。（2）采用风动风机抽后三角高瓦斯区。（3）设置局扇通风吹后三角瓦斯。
6.22掘进工作面的瓦斯防治
1确保风量满足要求
将运输巷主备风机调为大功率的使用, 使用Φ800mm 风筒供风, 确保迎头风量满足要求。专门安排1名风筒维护工维护该段风筒, 杜绝破口及接头漏风, 严禁随意断开风筒, 确保迎头正常供风, 风量满足要求。
2在迎头打注水钻孔
工作面支设临时支护后, 在迎头打注水钻孔, 对煤层进行快速短壁注水, 规定如下:单孔注水量应使该钻孔预湿煤体的平均水分含量增量大于或等于1. 5%或者煤体含水分大于4%。( 1)打眼方法及钻孔布置:采用42mm 钻头进行湿式打眼,
眼深不小于1. 8m。在煤层中均匀布置4个钻孔, 间距不小于500mm 。( 2)注水方法:用 38mm800mm 的封孔器封孔(封孔器长度不小于800mm), 利用施工地点的防尘水同时对4个钻孔进行高压注水, 湿润煤体。( 3)注水时间:由临时支护后开始注水至下次综掘机割煤前进行连续不间断的注水。与永久支护平行作业或迎头煤体湿润出现渗水后, 停止注水, 取出封孔器。
3采取措施控制瓦斯浓度
1）综掘机循环进尺不超过0. 8m,最大控顶距不超过2. 30m。综掘机司机必须随身携带便携式瓦斯报警仪, 当发现瓦斯浓度达到0. 5%时, 放慢机组切割速度, 达到0. 8%时必须停止工作.
(2)综掘机截割作业时, 综掘机司机必须将截割电机打到慢速档进行操作, 为防止截割时片帮, 截割时上帮预留1m, 采用自上而下进行截割, 采用手镐刷帮法达到规定宽度。
(3)综掘机割煤时必须开启机组内、外喷雾、风水喷雾及各运煤转载点喷雾净化风流, 保证正常使用且雾化良好。机组内喷压力不得小于3MPa, 外喷压力不得小于1. 5MPa; 如果内喷雾的水压小于3MPa 或无内喷, 则必须增加外喷数量, 无水或喷雾装置损坏或雾化不好必须停机。
4对瓦斯监测监控所采取的针对性措施
(1)在运输巷工作面及巷道回风门口各安设一台瓦斯传感器, 报警点、断电点及复电点调至8%,当瓦斯超限报警时, 能自动切断运输巷迎头及巷道内全部非本质安全型电气设备电源
( 2) 在掘进工作面主、备局部通风机的负荷电缆线上各安设1个开停传感器, 24h 不间断监测主、备局部通风机的运行状态。
(3)运输巷距迎头40m 范围的风筒上安设风筒状态传感器, 安设牢固, 并随掘进进尺及时前移, 24h不间断的监测风筒的供风状态, 确保正常使用, 监控有效。
（4）每天对运输巷安设的瓦斯传感器进行标校、维护, 确保仪器灵敏可靠, 使用正常.