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第二章 矿井瓦斯防治技术


第二章
第一节

矿井瓦斯防治技术
矿井瓦斯的概念与性质

重点:瓦斯的概念及性质,瓦斯的成因,瓦斯赋存规律。 难点:瓦斯赋存和运移规律。

瓦斯爆炸是煤矿生产的主要灾害之一。近年来,我国连续发生了几起特别 重大瓦斯爆炸事故,造成大量的人员伤亡和财产损失,带来严重的社会影响。 一、矿井瓦斯的概念(什么

是矿井瓦斯?) 矿井瓦斯是矿井中主要由煤层气构成的以甲烷为主的有害气体的总称。有 时单独指甲烷(沼气)。 广义:井下除正常空气的大气成份以外,涌向采矿空间的各种有毒、有害 气体总称。 狭义:煤矿生产过程中从煤、岩内涌出的,以甲烷为主要成份的混合气体 总称。 矿井瓦斯成分很复杂,其主要成分是甲烷(CH4),其次是二氧化碳(CO2)和氮 气(N2), 还含有少量或微量的重烃类气体 (乙烷、 丙烷、 丁烷、 戊烷等) 氢 2) 、 (H 、 一氧化碳(CO) 、二氧化硫(SO2)、硫化氢(H2S)等。 由于甲烷(俗称沼气)是矿井瓦斯的主要成分,因而人们习惯上所说的瓦 斯,通常指甲烷而言。 来源: (1)煤、岩层涌出(烷烃、环烷烃、芳香烃) ; (2)生产过程中产生(CO2、NO2、H2 等) (3)井下化学、生物化学反应生成 (CO2、H2S、SO2) ; (4)放射性元素蜕变过程生成(Rn、He 等) 二、矿井瓦斯性质(物理化学性质) 瓦斯是煤矿开采过程中释放出来的无色、无味、无嗅的气体,可燃烧、爆 炸; 分子量:16.049,分子直径:0.41nm, 密度:0.716Kg/m3(气态) 、424.5Kg/m3(液态) 相对空气密度:0.554, 难溶入水:101.3KPa, 20℃, 3.31l/100lH2O 瓦斯的燃烧、爆炸性是矿井主要灾害之一。

三、CH4 的危害及其经济价值 1、危害性(有四大危害) : (1)可以燃烧,引起矿井火灾; (2)会爆炸,导致矿毁人亡; (3)浓度过高时会导致人员缺氧窒息、甚至死亡; (4)发生煤(岩)与瓦斯突出,摧毁、堵塞巷道,甚至引起人员窒息死亡、 瓦斯爆炸。 2、重要能源 CH4 + 2O2 1m3CH4 CO2 + 2H2O + Q 37022.2kJ 相当于 1~1.5Kg 烟煤。是重要的化工原料。

第二节

煤层瓦斯赋存与含量

重点:煤层瓦斯压力概念、成因及分布规律,煤层瓦斯含量及影响因素。 难点:煤层瓦斯压力分布及煤层瓦斯含量。 一、瓦斯的成因与赋存 (一)矿井瓦斯的生成 煤层瓦斯是腐植型有机物(植物)在成煤过程中生成的。成气过程两个阶 段一是生物化学成气时期;二是煤化变质作用时期。 古代植物在成煤过程中,经厌氧菌的作用,植物的纤维质分解产生大量瓦 斯;此后,在煤的碳化变质过程中,随着煤的化学成分和结构的变化,继续有 瓦斯不断生成。在全部成煤过程中,每形成一吨烟煤,大约可以伴生 600m3 以 上的瓦斯。而由长焰煤变质为无烟煤时,每吨煤又可以产生约 240m3 的瓦斯。 1)生物化学阶段(从植物遗体到泥炭) 隔绝空气 4C6H10O5 (纤维素) 微生物 7CH4 + 8CO2 + C9H6O + 3H2O

特点:埋藏浅,覆盖层胶结不好,煤层保存气体少。 2)变质阶段(从泥炭到烟煤) 泥炭 如:4C16H18O5 C57H56O10 (褐煤) ) 褐煤 烟煤 无烟煤 C57H56O10 + 4CO2 + 3CH4 + 2H2O (褐煤) ) C54H42O5 + CO2 + 2CH4 + 3H2O (烟煤) )

C54H42O5 (烟煤) ? 特点:)

C13H4 + 2CH4 + H2O (无烟煤) )

(1)碳化过程生成的大量气体。 初期:主要为 CO2,CH4 不多。随着碳化程度的提高,CO2 减少,CH4 增多, 同时生成重烃。 (2)碳化的同时,煤的物质分子式、结构发生变化; (3)因覆盖层增厚,生成的气体大多得以保存。但煤层瓦斯含量远小于生 成量。 瓦斯减少的原因: (1)地质构造运动; (2)运移到适于贮存地点,形成气藏; (3)溶解于水中(长久地质年代过程中) ; (4)逸散于大气中(从煤层露头) 。 3)其它主要气体 ? CO2 成因:① 变质生成。易逸散于大气中,溶解于水,生成碳酸盐,所以,深 部煤层中很少含有 CO2; ② 生物化学作用,浅部生物圈内(微生物生化作用) ; ③ 火山活动,岩浆接触变质,生成大量 CO2。如:窑街、营城局; ④ 煤氧化。特别是煤的低温氧化。 ? N2 来自大气。与氩的比例与空气一致。 ? He

Ar ?100 ? 0.012 ~ 0.014 N2

放射性元素蜕变的产物。 (二)瓦斯在煤体内存在的状态 煤体是一种复杂的多孔性固体,包括原生

孔隙和运动形成的大量孔隙和裂隙,形成了很大的自由空间和孔隙表面。 煤层中瓦斯赋存两种状态: 游离状态 吸附状态 (图中1) (图中 2、3) 图 2-1 瓦斯在煤内的存在形态示意图
1—游离瓦斯;2—吸着瓦斯;3—吸收瓦斯; 4—煤体;5—孔隙

吸着状态 吸收状态

(图中2) (图中3)

二、煤层中瓦斯垂直分带 1、形成原因: 当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时,由于煤层中 瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透,使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。 垂直分为四带: 四带: CO2- N2 带、N2 带、N2—CH4 带、CH4 带。现场实际过程中,将前三带 总称为瓦斯风化带。 空气

-200m -400m -600m -800m 瓦斯 -1000m

CO2-N2带 N2 带 瓦斯风化带 瓦 斯 垂 直 分 带 性

N2-CH4带

CH 4 带

表 2-1 煤层内的瓦斯垂直分带 名 称 气 带 成 因 N2 CO2— N2 带 N2 带 N2—CH4 带 CH4 带 生物化学—空气 空气 空气—变质 变质 20~80 >80 ??~80 ?20 瓦斯成分 % CO2 20~80 ?10~20 ?10~20 ?10 CH4 ?10 ?20 ??~80 >80

? 划分的意义:掌握本煤田煤层瓦斯垂直分带的特征,是搞好矿井瓦斯涌出量 3 q 预测和日常瓦斯管理工作的基础。 CH 4 ? 2 ~ 3m / t 规律:① 瓦斯风化带内,涌出量与深度之间无规律性。 ② 瓦斯风化带内,无突出危险性。 qCH 4 ? H ③ 在 CH4 带内, X CH 4 ? H 2、瓦斯风化带下界深度确定依据: 可以根据下列指标中的任何一项确定。 (1)煤层的相对瓦斯涌出量等于2~3m3/t处; (2)煤层内的瓦斯组分中甲烷及重烃浓度总和达到80%(体积比); (3)煤层内的瓦斯压力为0.1~0.15MPa; (4)煤的瓦斯含量达到下列数值处:长焰煤1.0~1.5 m3/t(C.M.),气煤1.5~ 2.0m3/t(C.M.),肥煤与焦煤2.0~2.5m3/t(C.M),瘦煤2.5~3.0m3/t(C.M.),贫 煤3.0~4.0m3/t(C.M.),无烟煤5.0~7.0m3/t(C.M.)(此处的C.M.是指煤中可燃质 既固定碳和挥发分)

三 影响煤层瓦斯含量的因素 煤的瓦斯含量是指单位体积或重量的煤在自然状态下所含有的瓦斯量(标 准状态下的瓦斯体积),单位为 m3/m3(cm3/cm3)或 m3/t(cm3/g)。 煤的瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯含量之和。 主要影响因素: 1、 煤的吸附特性 煤的吸附性能决定于煤化程度, 一般情况下煤的煤化程

度越高,存储瓦斯的能力越强。 2、.煤层赋存状态 煤层如果有或曾经有过露头长时间与大气相通,瓦斯

含量就不会很大。反之,如果煤层没有通达地表的露头,瓦斯难以逸散,它的 含量就较大。 (1)露头 成煤的地质年代中,若有露头长时间与大气相通,瓦斯沿煤层流动,煤层 瓦斯往往沿煤层露头排放,瓦斯含量大为减少。

(2)煤层倾角 ∵ K垂直<K平行 ∴煤层倾角愈大,煤层瓦斯含量愈低。
3 Exp:芙蓉矿,北翼:40°~ 80 °,qCH 4 ? 20m / t

南翼:6°~ 12 °,q m3 / t CH 4 ? 150 (3)埋藏深度 在近代开采深度内,CH4 带内, 瓦斯含量增加的速度将要减慢。 煤层的埋藏深度越深,煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长,散失就越困 难 3、煤层和围岩的透气性

X ?H

,但是如果埋藏深度继续增大,

煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志。 物理意义:断面为 1m2 的煤体两侧,瓦斯压力平方梯度为 1MPa2/m 时, 流过的流量恰为 1m3/d 时的介质透气性。
Mpa/m

Q=1m3/d

S=1m2

注意:λ 表示给定气体在给定孔隙介质内的流动特性,对于其它气体必须 根据它们的绝对粘度进行换算。 说明: (1)煤层透气性系数相差很大。 (2)与地压的关系。

? ? ?0e?b?
4、地质构造 是影响煤层瓦斯含量的主要因素之一。 表现:一方面是造成了瓦斯分布的不均衡,另一方面是形成了有利于瓦斯 赋存或有利于瓦斯排放的条件。 (1) 褶皱构造 褶皱的类型、封闭情况和复杂程度,对瓦斯赋存均有影响。 当煤层顶板岩石透气性差 ,且未遭构造破坏时,背斜有利于瓦斯的储存, 是良好的储气构造, 背斜轴部的瓦斯会相对聚集, 瓦斯含量增大。 形成“气顶”。

在向斜盆地构造的矿区,顶板封闭条件良好时,瓦斯沿垂直地层方向运移 是大部分瓦斯仅能沿两翼流向地表。煤包、地 垒、地堑都为高瓦斯区。

(2)断层 断层破坏了煤层的连续完整性,使煤层瓦斯运移条件发生变化。有的断层 有利于瓦斯排放,也有的断层对瓦斯排放起阻挡作用,成为逸散的屏障。前者 称开放型断层,后者称封闭型断层。 断层的开放与封闭性决定于下列条件: a. 断层的性质和力学性质。一般张性正断层属开放型,而压性或压扭性逆 断层封闭条件较好。 b. 断层与地表或与冲积层的连通情况。规模大且与地表相通或与冲积层相 连的断层一般为开放型。 c. 断层将煤层断开后,煤层与断层另一盘接触的岩层性质。若透气性好则 利于瓦斯排放。 d. 断层带的特征。断层带的充填情况、紧闭程度、裂隙发育情况等都会影 响到断层的开放或封闭性。 一般地,开放性断层,不论其与地表是否连通,其附近,瓦斯含量低。

封闭性断层(受压影响) ,可阻止 CH4 的排放。

煤系岩性组合和煤层围岩性质对煤层瓦斯含量影响很大。如果围岩为致密 完整的低透气性岩层,围岩的透气性差,所以煤层瓦斯含量高,瓦斯压力大。 反之,围岩由厚层中粗砂岩、砾岩或裂隙溶洞发育的石灰岩组成,则煤层瓦斯 含量小。 5、水文地质条件 地下水与瓦斯共存于煤层及围岩之中,其共性是均为流体,运移和赋存都

与煤、岩层的孔隙、裂隙通道有关。由于地下水的运移,一方面驱动着裂隙和 孔隙中瓦斯的运移,另一方面又带动溶解于水中的瓦斯一起流动。 瓦斯在水中的溶解度仅为 1~4%。地下水和瓦斯占有的空间是互补的,这种 相逆的关系,常表现为水大地带瓦斯小,反之亦然。 6、岩浆活动 岩浆活动对瓦斯赋存的影响比较复杂。一方面,在岩浆热变质和接触变质 的影响下,煤的变质程度升高,增大了瓦斯的生成量和对瓦斯的吸附能力。另 一方面,在没有隔气盖层、封闭条件不好的情况下,岩浆的高温作用可以强化 煤层瓦斯排放,使煤层瓦斯含量减小。 所以说,岩浆活动对瓦斯赋存既有生成、保存瓦斯的作用,在某些条件下又 有使瓦斯逸散的可能性。 四、煤层内的瓦斯压力 瓦斯流动动力高低以及瓦斯动力现象的基本参数。 (一) 、瓦斯压力的含义 ----煤层孔隙或裂隙内气体分子自由运动撞击所产生的作用力,它在某一 点上各向大小相等,方向与孔隙壁垒垂直。 煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量、 瓦斯流动动力高低以及瓦斯动力现象的 基本参数。 (二) 、煤层瓦斯压力分布的一般规律 1、在未受采动影响煤层内 (1)沿深度(沿煤层倾向) 符合气体状态方程,即:P=f(v-1,t), 其中:v 为孔容,t 为煤温。 ∵H ,V ∴H ,T 但不明显 P 未受采动影响的煤层内 的瓦斯压力,随深度的增加而有规律地增加,可以 大于、等于或小于静水压。 存在: ( P2 ? P ) ? ( H 2 ? H ) n 1
1

P(MPa)

(H,P ) (H2,P2 ) (H1,P1)
H(m) n----系数, 通常取 n=1。 存在:

gp ?

P2 ? P 1 H 2 ? H1

gp----煤层瓦斯压力梯度,Mpa/m。 根据瓦斯压力梯度可以预测深部煤层瓦斯压力。 预测计算式:

P ? g p (H ? H1 ) ? P 1
式中:P—预测的甲烷带内深 H(m)处的瓦斯压力,MPa

gp—瓦斯压力梯度,MPa/m
特例:

P ? g p ( H ? H0 ) ? P0

式中:P0--甲烷带上部边界处瓦斯压力,取 0.2MPa 。

H0---甲烷带上部边界深度,m。
举例: 某矿瓦斯风化带深度为 100m, 200m 处测得煤层瓦斯压力为 0.5MPa, 在 预测 300m 处煤层瓦斯压力。 (2)沿走向 在地质条件相近的块段内,相同深度的同一煤层,具有大体相同的瓦斯压 力。 条件: A)孔隙、裂隙互相连通,形成一个统一的体系; B)等量的瓦斯处于孔隙容积相同的不同体系内。

C)不等量的瓦斯处于孔隙容积按同比例的不同体系内。 即:

X f1 f1

?

Xf2 f2

? ??

实际上,只能“大体相同”,而且可能差别。 2、采动影响区煤层 ∵f 增大。 (三) 、煤层瓦斯压力测定 瓦斯压力测定:打钻、封孔、测压 1、主要设备及仪表 钻机、测定管、压力表。 , Xf , ∴P 发生变化,十分复杂,一般随深度增加瓦斯压力逐渐

2、测压步骤 A)打钻 要求:测定地点无大裂隙,不位于破坏带,含水小。 一般由围岩向煤层打穿层钻孔,钻孔直径υ 45~75mm。 B)封孔 封孔方法分为: ? 固体材料封孔 一般采黄泥作为固体材料。 封孔材料:炮泥、水泥,木楔;封孔器。

测压室

>5m 0.4m 0.2m 木楔 水泥

导气孔

固体材料 挡盘 导气管(15~20m紫铜管或铁管) 固体材料封孔测定瓦斯压力示意图

? 水泥砂浆封孔 为了克服粘土封孔费工费时劳动强度较大的缺点,国内外不少矿井采用以 压缩空气为动力,将水泥砂浆压入钻孔的封孔工艺。 适用条件:封孔倾角超过 45?、深度大于 15m 的钻孔。 水泥沙浆配比:500 号水泥:砂石:水:铝粉(或石膏)=1:1:1~0.5: 0.0008 测压管 检查管

3m

注浆管

? 胶圈粘液封孔测定瓦斯压力 原理:用膨胀着的胶圈封高压粘液,再由高压粘液封高压瓦斯,由压力表 测定瓦斯压力。

测压管

胶圈

注粘液 3、注意事项 (1)测压空间尽可能小; (2)钻孔打完后,立即封孔,尤其是低透气性煤层; (3)防止漏气; (4)足够长的观察时间; (5)防止地下水的影响,尽可能不穿含水层,必须穿过含水层时,封孔应超 过含水层。

第三节

矿井瓦斯涌出

重点:煤层瓦斯流动规律,煤层瓦斯涌出量及主要影响因素。 难点:煤层瓦斯涌出量、普通涌出 、特殊涌出。 一、瓦斯涌出量 1、含义 瓦斯涌出量是指在矿井建设和生产过程中从煤与岩石内涌出的

瓦斯量,对应于整个矿井的叫矿井瓦斯涌出量,对应于翼、采区或工作面,叫 翼、采区或工作面的瓦斯涌出量。 2、瓦斯涌出量表示方法 1)绝对瓦斯涌出量 单位时间涌出的瓦斯体积,单位为m3/d或m3/min: Qg=Q×C/100 式中 Qg—绝对瓦斯涌出量, m3/min;

Q—风量, m3/min; C—风流中的平均瓦斯浓度,%。

2)相对瓦斯涌出量 平均日产一吨煤同期所涌出的瓦斯量,单位是 qg=Qg/A 式中:qg—相对瓦斯涌出量,m3/t; Qg—绝对瓦斯涌出量,m3/d;
Ad —日产量,t/d

m3/t 。

说明: (1)相对瓦斯涌出量单位的表达式虽然与瓦斯含量的相同,但两者的物理 含义是不同的,其数值也是不相等的。 (2)相对涌出量的单位: m3/t,过去采用: m3/(t.d)是不正确的。 3) 、瓦斯涌出强度 ---- 单位时间(min or d) ,单位暴露面积(cm2 or m2)涌出的瓦斯体积。 单位:m3/(d.m2),m3/(min.m2),cm3/(min.cm2)。 4) 、瓦斯涌出形式 ---- 指矿井瓦斯在时间、空间上的分布形式。 (1)普通涌出 ----长时间地、均匀地从煤体中涌出瓦斯。 特点:时间上:连续不断 空间上:普遍存在 涌出强度:缓慢、均匀。 (2)特殊涌出 ---- 矿井生产过程中,在某些特定地点、突然地于一段时间内大量涌出瓦斯 的现象。 特点:时间上:突然地、间隔的 空间上:非普遍存在 涌出强度:产生动力破坏。 5) 、瓦斯涌出不均匀性

矿井瓦斯涌出在时、空上都是不均匀的。 正常变化:在某一地区瓦斯涌出的周期性变化, 变化幅度≧某一数值。 异常变化:特殊情况的变化(突出、喷出、大冒顶、大气压急剧变化) 。 矿井风量计算时一般取平均瓦斯涌出量,为满足周期变化的需要,应考虑 一个系数。kg-----瓦斯涌出不均系数。 ? 瓦斯涌出不均系数的含义: ----某一段时间内,周期性最大瓦斯涌出量与平均瓦斯涌出之比。 矿井瓦斯涌出不均系数表示为:

kg=Qmax/Qa
式中:kg-给定时间内瓦斯涌出不均系数,一般大于 1; Qmax-该时间内的最大瓦斯涌出量,m3/min; Qa-该时间内的平均瓦斯涌出量,m3/min;
Q/m3/min Qmax Qa

t
二、影响瓦斯涌出的因素 决定于自然因素和开采技术因素的综合影响。 (一) 自然因素 1、煤层和围岩的瓦斯含量, 它是决定瓦斯涌出量多少的最重要因素。一般地,煤层的瓦斯含量越高,开 采时的瓦斯涌出量也越大。

qCH 4 ? X
Exp:焦作中马村矿,

qCH 4 ? (1.22 ~ 1.76) X 淮南谢二矿 C13 煤, qCH 4 ? (1.58 ~ 1.73) X

2、地面大气压变化。地面大气压变化引起井下大气压的相应变化,它对采 空区(包括回采工作面后部采空区和封闭不严的老空区)或坍冒处瓦斯涌出的 影响比较显著。 美国:1910~1960,1/2 的爆炸发生在气压急剧变化时期。 (二)开采技术因素 1、开采规模 (1)矿井达产之前,绝对瓦斯涌出量随着开拓范围的扩大而增加。绝对瓦 斯涌出量大致正比于产量,相对瓦斯涌出量数值偏大而没有意义。 (2)矿井达产阶段后,绝对瓦斯涌出量基本随产量变化并在一个稳定数值 上下波动。对于相对瓦斯涌出量来说,如果矿井涌出的瓦斯主要来源于采落的 煤炭,产量变化时,对绝对瓦斯涌出量的影响虽然比较明显, 但对相对瓦斯涌出量影响却不大, (3)开采工作逐渐收缩时,绝对瓦斯涌出量又随产量的 减少而减少,并最终稳定在某一数值,这是由于巷道和采空 区瓦斯涌出量不受产量减少的影响,这时相对瓦斯涌出量数 值又会因产量低而偏大,再次失去意义。 2、开采顺序与回采方法 首先开采的煤层(或分层)瓦斯涌出量大。采空区丢失煤炭多,回采率低 的采煤方法,采区瓦斯涌出量大。顶板管理采用陷落法比充填法能造成顶板更 大范围的破坏和卸压,临近层瓦斯涌出量就比较大。 3、生产工艺 瓦斯从煤层暴露面(煤壁和钻孔)和采落的煤炭内涌出的特点是,初期瓦 斯涌出的强度大,然后大致按指数函数的关系逐渐衰减。 4、风量变化 矿井风量变化时,瓦斯涌出量和风流中的瓦斯浓度会发生扰动,但很快就 会转变为另一稳定状态。

C/%

C/%

t
单一煤层风量增大 单一煤层风量减少

t

C/%

C/%

t
采区风量减少

t

采区风量增大

5、采区通风系统 采区通风系统对采空区内和回风流中瓦斯浓度分布有重要影响。
进 回 皆 煤 全部进入 进 煤 回 空 小部分进入 进 空 回 煤 大全部进入 进 回 皆 空 部分进入

6、采空区的密闭质量 采空区内往往积存着大量高浓度的瓦斯(可达 60~70%) ,如果封闭的密闭 墙质量不好,或进、回风侧的通风压差较大,就会造成采空区大量漏风,使矿 井的瓦斯涌出增大。 三、矿井瓦斯涌出来源的分析与分源治理 按划分目的的不同,对矿井瓦斯来源有三种划分方式:

.按水平、翼、采区来进行划分,作为风量分配的依据之一; .按掘进区、回采区和已采区来划分,它是日常治理瓦斯工作的基础; .按开采区、临近区划分,它是采煤工作面治理瓦斯工作的基础 一般是将全矿的(或翼的、水平的)瓦斯来源分为回采区(包括回采工作面 的采空区) 、掘进区和已采区三部分。其测定方法是同时测定全矿井、各回采区 和各掘进区的绝对瓦斯涌出量。然后分别计算出各回采区、掘进区和已采区三 者各占的比例。测定回采区或掘进区的瓦斯涌出量时,要分别在各区进、回风 流中测瓦斯浓度和通过的风量,回风和进风绝对瓦斯涌出量的差值,即为该区 的绝对瓦斯涌出量。 四、瓦斯涌出不均系数 正常生产过程中,矿井绝对瓦斯涌出量受各种因素的影响其数值是经常变 化的,但在一段时间内只在一个平均值上下波动,峰值与平均值的比值称为瓦 斯涌出不均系数。 矿井瓦斯涌出不均系数表示为: kg=Qmax/Qa 式中:kg-给定时间内瓦斯涌出不均系数; Qmax-该时间内的最大瓦斯涌出量,m3/min; Qa-该时间内的平均瓦斯涌出量,m3/min; 方法:确定区域,进回风量、瓦斯浓度 确定瓦斯涌出不均系数的方法是:根据需要,在待确定地区(工作面、采区、 翼或全矿)的进、回风流中连续测定一段时间(一个生产循环、一个工作班、 一天、一月或一年)的风量和瓦斯浓度,一般以测定结果中的最大一次瓦斯涌 出量和各次测定的算术平均值代入上式,即为该地区在该时间间隔内的瓦斯涌 出不均系数 五、矿井瓦斯等级及其鉴定 1.矿井瓦斯等级划分 依据: 《2009 版规程 133 条》规定:一个矿井中,只要有一个煤(岩)层中发

现过瓦斯,该矿井即定为瓦斯矿井,并依照矿井瓦斯等级的工作制度进行管理, 矿井瓦斯等级按照日产吨煤涌出瓦斯量(相对瓦斯涌出量)和瓦斯涌出形式分 为: 低瓦斯矿井: 10m3及其以下且矿井绝对瓦斯涌出量小于或等于40立方米/分; 高瓦斯矿井: 10m3以上且矿井绝对瓦斯涌出量大于40立方米/分; 煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出矿井。 每年必须对矿井进行瓦斯等级和二氧化碳涌出量的鉴定工作,报省(自治 区、直辖市)煤炭管理部门审批,并报省(自治区、直辖市)煤矿安全监察机 构备案。 新矿井设计文件中,应有各煤层的瓦斯含量资料。 2、矿井瓦斯等级鉴定 (1)鉴定时间和基本条件 矿井瓦斯等级的鉴定工作应在正常生产的条件下进行。一般在七月或八月。 在鉴定月的上、中、下旬中各取一天(间隔 10 天) ,分三个班(或四个班)进行 测定工作。所谓正常生产,即被鉴定的矿井、煤层、一翼、水平或采区的回采 产量应达到该地区设计产量的 60%。 (2)测点选择和测定内容及要求。 确定矿井瓦斯等级时,是按每一自然矿井、煤层、一翼、水平和各采区分 别计算相对瓦斯涌出量,并取其中最大值(而不是全矿井的平均值) 。所以测点 应布置在每一通风系统的主要通风机的风峒、各水平、各煤层和各采区的回风 道测风站内。如无测风站,可选取断面规整并无杂物堆积的一段平直巷道作测 点 (3)矿井瓦斯等级的确定。 矿井瓦斯等级以最大的相对瓦斯涌出量和有、无煤与瓦斯突出,按分级标 准确定。并附以必要的文字说明,如产量、采掘比例、地质构造等因素和瓦斯 喷出、煤与瓦斯突出等情况,报上级审批。

正在建设中的矿井,也应进行瓦斯等级的鉴定,如果鉴定结果,特别是在 煤层揭开以后,实际的瓦斯涌出量超过原设计确定的等级时,应提出修改矿井 瓦斯等级的专门报告,报原设计审批单位批准。 六、矿井瓦斯涌出量预测 瓦斯涌出量的预测:指根据某些已知相关数据,按照一定的方法和规律, 预先估算出矿井或局部区域瓦斯涌出量的工作。 瓦斯涌出量的预测的方法: (1)统计法 A、 瓦斯涌出量梯度:深度与相对涌出量的比值 B、 物理含义:它的物理含义为相对瓦斯涌出量每增加1m3/t 时,开采深度 增加的米数,其单位为m/(m3/t)。瓦斯涌出量梯度愈小,矿井瓦斯涌出量随深度 增加的速度愈快。 C、计算 gg=[(H2-H1)/(q2-q1)]n 式中: g g —瓦斯涌出量梯度,m/(m3/t)或 t/m2;

H1、H2 —甲烷带内的两个已采深度,m;
q1、q 2 —对应于 H1、H2 深度的相对瓦斯涌出量,m3/t;
n— 指数系数,大多数煤田在垂深 1000m 内时 n=1。 已知瓦斯涌出量梯度和瓦斯风化带下界深度时,就可用下式预测相对瓦斯涌 出量。qm=q0+(H-H0)/gm 或 qm=qm1+(H-H1)/gm 式中: qm — 预测的深 H(m)处的相对瓦斯涌出量,m3/t; H0 —瓦斯风化带下界深度,m;
3 gm —瓦斯涌出量增深率,(m.t)/m

q0、q1—瓦斯风化带下界或 H1 处的相对瓦斯涌出量,q0=2m3/t; 例如,利用公式来预测抚顺龙凤矿深 500m 处的瓦斯涌出量: qm=qm1+(H-H1)/gm=330.0+(500.0-410.0)/10.9=41.2 m3/t

统计法预测瓦斯涌出量时,必须注意以下两点: 1)此法只适用于瓦斯带以下已回采了 1~2 个水平的矿井,而且外推深度不 得超过 100-200m,煤层倾角和瓦斯涌出量梯度值越小,外推深度也应越小,否 则误差可能很大。 2)积累的瓦斯涌出量资料,至少要有一年以上,而且积累的资料愈多、 精度愈高,已采水平(或区域)的瓦斯地质情况和开采技术条件与新设计水平 (或区域)愈相似,预测的可靠性也愈高。否则,应根据有关资料进行相应的 修正,或按相似程度进行分区预测。 (2)计算法 以煤层瓦斯含量为基础进行计算。 瓦斯含量法 瓦斯含量法又称分源预测法。这种方法以煤层瓦斯含量为矿井瓦斯涌出量 预测的主要依据,故称瓦斯含量法。 世界上一些主要产煤国家如英国、前西德、法国、波兰、前苏联等,开始 进行煤层瓦斯含量法预测矿井瓦斯涌出量的研究,提出了各自的计算公式。 原理:采区相对瓦斯涌出量等于平均每采一吨煤各瓦斯涌出分量之和。 每一分钟涌出量为: i ? mi ( x0 ? x1 ) Ci q m1 100 式中:mi/m1----瓦斯涌出源所在煤层厚度与采高之比; x0----瓦斯涌出源所在煤层原始瓦斯含量; x1----运到地面煤的残余瓦斯含量; Ci----i 个瓦斯涌出源的瓦斯涌出率。 矿井瓦斯涌出来源: 矿井瓦斯涌出可分为七个基本涌出源(如下图所示) 。

矿井瓦斯涌出

生产采区瓦斯涌出

已采采区采空区瓦斯涌出

回采工作面瓦斯涌出

生产采区采空区瓦斯涌 出

掘进巷道瓦斯涌出

开采煤层瓦斯涌出

邻近煤层瓦斯涌出

围岩瓦斯涌出

巷道煤壁瓦斯涌出

掘进落煤瓦斯涌出

矿井瓦斯涌出来源图

第四节
一、概述

瓦斯爆炸及其预防

瓦斯的最大危害就是发生爆炸。不仅能造成人员伤亡,而且会严重摧毁井 下设施,中断生产。有时还会引起煤尘爆炸和井下火灾,从而加重灾害,使生 产难以在短期内恢复。 危害: ? 一种极其严重的灾害,一旦发生,不仅造成大量人员伤亡,而且还会严 重摧毁矿井设施、中断生产。 ? 可能引起煤尘爆炸、矿井火灾、井巷垮塌和顶板冒落等二次灾害,使生 产难以在短期内恢复。 世界上最大一次瓦斯爆炸: 1942年日本霸占我国东北时期,在本溪煤矿由电气火花引起的瓦斯爆炸和煤 尘爆炸,共有1549人死亡伤:146人。 2000年贵州木冲沟“9·27” 2004年河南大平“10·20” 2004年陕西陈家山“11.28” 2005年辽宁孙家湾“2·14” 发展趋势: ? 随着开采深度增加,瓦斯涌出量增大,发生爆炸的可能性增大; 162 148 166 214

? 机械化程度的提高,火源点增多,摩擦火花增多; ? 导致伤亡的爆炸事故仍然不少,未杜绝; ? 后果严重性没什么改变; ? 多数事故是人为的、组织管理上的缺陷; ? 爆炸次数与矿井瓦斯涌出量之间无必然联系, 1/3 的爆炸发生在低瓦斯矿 井。 ∴预防矿井瓦斯爆炸是一项重大的任务,研究和掌握瓦斯爆炸的防治技术,对 煤矿安全生产具有重要意义。 二、瓦斯爆炸及作用机理 爆炸:气体快速扩展的结果。 发生原因:物理变化、化学变化 瓦斯爆炸:一定浓度的甲烷和空气中的氧气在高温热源的作用下发生激烈 氧化反应的过程。 最终反应式: CH 4 ? 2O2 ? CO2 ? 2H 2O ? 882.6 或 CH 4 ? 2(O2 ?

KJ / mol
KJ / mol

79 N 2 ) ? CO2 ? 2 H 2O ? 7.52 N 2?882 .6 21

∵ 1 体积 CH4 与 2 体积 O2 完全反应(即 2?(1+79/21)=9.52 体积) 。 此时,混合气体中 ?CH 4 ? ?
1 ?100 % ? 9.5% 1 ? 9.52

因此,理论上瓦斯浓度为 9.5%瓦斯爆炸最猛烈。 链反应 参与反应的物质(CH4、O2)在一定能量作用下,产生链载体(活化中心, 即:自由基、原子、原子团) ,它们化学活性很大,与体系中的稳定分子进行反 应成为反应中心,产生新的载体 or 稳定的化合物,新的载体又迅速参与反应, 如此延续下去形成一系列的连续反应。 1、基本特点: (1)链反应

直链反应

……

燃烧

支链反应

爆炸

(2)链反应有一个感应期。一个激发能量产生载体的过程 (3)只要载体不消失,反应就一直进行下去。 (4)链反应开始产生载体较困难,故反应开始进行迟缓。 (5)周围环境对链反应产生较大影响。 2、链反应过程 1) 、链引发 链反应产生载体的过程,即稳定分子分解产生自由基的过程(分子内原子 间化学键断裂) 。此过程需要相当大的能量,即反应水活化能。约 800~1600 KJ/mol。 如: CH4 ? ?CH3 ? ? ?H ?
? ?

能量来源有: ? 热引发----火源; ? 高能引发----光照射、光电、激光、α -、β -、γ -等。 ? 化学能; ? 复相引发(固体表面结构缺陷,引发稳定分子产生自由基) 。 2) 、链传递 最活跃的过程,旧载体消亡,新载体产生。
? ? A ? BC ? AB ? C

3) 、链分解 自由基增加,反应速度剧增,形成爆炸。

? ? 如: CH 2O ? O2 ? HO2 ? HCO
4) 、链终止 链载体消失的过程。 链终止分类:

(1)重结合反应

? 如:乙基的重结合 2C2 H 5 ? C4 H10
(2)歧化反应

.

? 如:乙基的歧化反应 2C2 H5 ? C2 H 4?C2 H6
(3)阻化剂的作用 阻化剂易于链体反应生成较稳定自由基分子等。 阻化过程:
? X ? T ? XT

3、瓦斯爆炸的传播及其后果 1)爆炸分类 爆炸:物质从一种状态迅速变成另一种状态,并在瞬间放出大量能量的同 时,产生巨大声响的现象。 (1) 、根据反应后的产物分为: 物理爆炸----物理变化引起,物质因状态 or 压力发生突然变化而形成。 特点:爆炸前后物理性质、化学成份均不改变。 如:锅炉爆炸、气体超压爆炸。 8----物质发生迅速的化学反应,产生高温、高压而引起的爆炸。 特点:爆炸前后物理性质、化学成份均发生改变。 如:瓦斯爆炸、放炮、液化气爆炸。 (2) 、根据爆炸传播速度分为: 爆燃:v = 数十 cm ~几 m/s 爆炸:v = 几 m ~ 几百 m/s 爆轰:v = 声速 ~ 数千 m/s 4、瓦斯爆炸传播过程 1) 、爆燃和爆炸的传播过程 烷空气体----甲烷与空气混合物。 燃烧速度----火焰面相对于未燃烷空气体的传播速度。

预 热 反 应
带 带

烷空气体 T0 CH4浓度 Ti Tb

燃烧产物

温度

中间产 物浓度 爆炸过程: a) 可爆炸甲烷浓度的烷空气体中出现点火燃,形成最初火焰----爆源。 b) 爆源传入未燃的烷空气体处的初始温度为 T0;在预热带内将烷空气体预 热到 Ti,并进行放热的化学反应,形成反应带;反应带结束处达到的温 度为 Tb。 c) 燃烧带在传播过程中, 燃烧带和未燃烷空气体和燃烧产物之间进行热量和 质量交换。 d) 已燃气体膨胀(约 5~15 倍) ,形成燃气活塞,经过反复加热、加压,使 火焰速度加快,波速加快。 e) 形成激波, 该波足够强以致依靠本身的压缩温度就能点燃烷空气体形成爆 轰。 2) 、反向冲击 形成原因: (1)爆炸发生时,爆源附近的气体向外冲出; (2)反应产物生成的水蒸气凝结成液态体积缩小; (3)爆源附近形成负压区。

特点: (1)冲击能量小; (2)可能引起二次爆炸; (3)由于是二次破坏,破坏后果严重。 5、瓦斯爆炸的危害 矿内瓦斯爆炸的有害因素是,高温、冲击波和有害气体。 焰面是巷道中运动着的化学反应区和高温气体,其速度大、温度高。从正 常的燃烧速度 (1~2.5m/s) 到爆轰式传播速度 (2500m/s) 焰面温度可高达 2150~ 。 2650 ?C。焰面经过之处,人被烧死或大面积烧伤,可燃物被点燃而发生火灾。 冲击波锋面压力由几个大气压到 20 大气压,前向冲击波叠加和反射时可达 100 大气压。其传播速度总是大于声速,所到之处造成人员伤亡,设备和通风设 施损坏,巷道垮塌。 瓦斯爆炸后生成大量有害气体,某些煤矿分析爆炸后的气体成份为 O2: 6%~10%,N2:82%~88%,CO2:4%~8%,CO:2%~4%。如果有煤尘参 与爆炸,CO 的生成量更大,往往成为人员大量伤亡的主要原因。主要危害有: 1) 、火焰锋面----瓦斯爆炸时沿巷道运动的化学反应带和燃烧带的总称。 特点: (1)传播速度 几 m/s~ 2500m/s;

(2)温度大于 1000℃; (3)传播距离 危害: (1)造成人员大面积皮肤深度烧伤,呼吸器官粘膜烫伤; (2)破坏电气设备; (3)引燃井巷可燃物。 2) 、冲击波 在瓦斯爆炸过程中,由于能力突然释放即会产生冲击波,它是由压力波发 展而成的。正向冲击波传播时,其压力一般为 10kPa~2MPa,但其遇叠加或反 射时,常常可形成高达 10MPa 的压力。冲击波的传播速度高于音速(340m/s) 。 正向冲击波:波峰压力 几十 kP ~ 2 Mpa。 几十 m~几百 m 。

反向冲击波:压力波叠加,压力高达 10MPa, 冲击波传播速度 ≦ 音速。

传播距离几千 m,甚至波及地面 。 危害: 冲击波通过时会对人体造成危害,多数情况下,这些创伤具有综合(创伤、 烧伤等)多样的特点。 冲击波前沿剩余压力对人的作用特点如下: 0.003~0.01MPa: 无创伤 0.011~0.02MPa: 头昏、轻伤 0.04MPa:中度创伤:震伤、失去知觉、骨折 0.06MPa:重伤:内脏受伤,严重脑震荡、骨折 0.3 MPa:有较大死亡可能性(75%) 0.4 MPa:死亡率为 100% 冲击波前沿剩余压力对物体或巷道的作用特点如下: 移动和破坏设备,可能发生二次着火; 破坏支架、顶板冒落、垮塌岩石堆积 物导致通风系统破坏,使救灾复杂化。 0.011~0.02MPa:支架部分破坏,密闭被破坏(密闭不稳定时) 0.021~0.06MPa:木支架相当程度被破坏,金属支架移动,混凝土整体支 护发生片状脱落。 0.061~0.3MPa:木支架完全破坏,金属支架部分破坏,发碹巷道出现裂隙, 片况脱落,铁轨变形,枕木脱开,小于 1 吨的设备整体破坏、变形、位移,大于 1 吨设备翻倒、位移、部分变形。 0.31~0.65MPa:金属支架巷道全长全面破坏,形成密实堆积物,整体钢筋 混凝土支架部分破坏,混凝土整体遭破坏,设备和设施完全破坏。 0.66~1.17MPa:混凝土支架完全破坏,形成密实堆积物,整体钢筋混凝土 支架相当大破坏,可能形成冒落拱。 3) 、高温灼热 在瓦斯浓度为 9.5%条件下,爆炸时的瞬时温度在自由空间内可达 1850℃;

在封闭空间内最高可达 2650℃。井下巷道呈半封闭状态,其爆温将在 1850℃与 2650℃之间。这样高的火焰温度,很短时间内足以灼伤人的皮肤和肌肉、损伤人 的器官,点爆煤尘,点燃坑木。 在煤炭科学研究总院重庆分院爆炸试验基地进行的瓦斯爆炸损伤试验研究 表明, 瓦斯爆炸的高温灼热严重损伤呼吸系统, 可造成 10%试验大白鼠死亡 (48 小时内) 。 4) 、井巷大气成分变化 由瓦斯爆炸反应,我们知道,由于瓦斯浓度和氧气浓度的不同,使得爆炸 产生的有毒气体 CO 和 CO2 的浓度差异很大,特别是由于瓦斯爆炸破坏了通风 系统,使爆炸后的有毒气体 CO 和 CO2 不易扩散和稀释。从以往事故分析看: 爆炸后的有毒有害气体的中毒是造成人死亡的主要原因,占死亡总数的 70~ 80%。 特点: (1)O2 大幅度下降; (2)产生大量有毒、有害气体(CO2、CO、H2O) ; (3)形成爆炸性气体( CO ) ; (4)影响范围极远,与通风系统、通风量及爆炸时对通风系统的破坏情况 等有关。 危害: (1)引起人员中毒和死亡; (2)造成人员窒息死亡; (3)造成后果严重。

瓦斯爆炸最终气体产物表
矿井空气成分 变化 O2 CO CO2 水蒸气 H2 微量 小于10% 爆炸下限时 16%-18% 最佳爆炸浓度 时 6% 微量 9% 小于10% 微量 爆炸上限时 2% 12% 微量 小于4% 12%

从人身安全考虑,各国对工作场所的 CO 允许浓度都有明确的规定如下表:

各国 CO 允许浓度
国别 中国(煤矿安全规程) 中国(工业厂房) 前苏联 英国 日本 德国 美国 CO允许浓度值 24ppm(0.03mg/L) 24ppm 18ppm(0.02mg/L) 50ppm 50ppm 50ppm 50ppm

CO 对人的危害是由于人体内的血红蛋白(Hb)通过肺与 CO 结合生成碳 氧血红蛋白( CO— Hb) ,妨碍了 Hb 向体内运送氧的功能,因而使人的体内 缺氧。CO 与 Hb 的结合力比 O2 与 Hb 的结合力强 210~300 倍。 CO—Hb 的 浓度达到 50~60%时,人就会产生痉挛、昏睡、假死。 人对 CO 的耐受程度是随浓度增加和随时间的延长而减弱,具体如下表所 示。

人对 CO 的耐受程度
CO浓度 Vol % 0.01 0.04~0.05 0.06~0.07 0.1~0.12 0.15~0.22 >0.4 ppm 100 400~500 600~700 1000~1200 1500~2200 4000 Mg/L 0.11 0.46~0.6 0.7~0.8 1.1~1.4 1.7~2.3 4.0 可耐受2—3h 在1h内无明显作用 1h后才有作用 1h内有不快感 1h内有生命危险 1h内致死 耐受程度

同样,各国对工作场所的 CO2 允许浓度都有明确的规定,下表为各国 CO2 允许浓度。

各国 CO2 允许浓度值

国别 中国 英国 日本 德国 美国

CO允许浓度值 5000ppm 5000ppm 1% 5000ppm 5000ppm

CO2 对人的伤害机理与 CO 相仿。人对 CO2 的耐受程度如下: 当 CO2 浓度达 2.5%(45mg/L)时,在 1h 内不呈现任何中毒症状; 达到 3%时才加深呼吸; 达到 4%(72mg/L)时,才略呈局部刺激,有头痛感、耳鸣、心悸、血压 升高、眩晕等;

达到 6%时,症状更加明显; 达到 8%时,呼吸变得十分困难; 达到 8~10%时,立即发生意志昏沉、痉挛、虚脱,进而停止呼吸,以致死 亡; 达到 20%时,数秒内立即引起中枢神经障碍,生命陷于危险状态。 三 瓦斯爆炸的条件及其影响因素 瓦斯爆炸必须同时具备三个条件:即一定浓度的瓦斯;一定温度的引燃火 源和足够的氧含量,三者缺一不可。 (一) 、爆炸界限及其主要影响因素 爆炸界限---- 在正常的大气环境中,可燃气体与空气或氧气混合,遇火源 可以爆炸的极限浓度。 最低浓度----爆炸下限; 最高浓度----爆炸上限。 如:CH4 在空气中的爆炸下限为 5~6%,上限为 14~16%。 CCH4< 5% 时,发生燃烧。 CCH4>15% 时,新鲜空气界面处燃烧。 CCH4= 9.5%时,爆炸最剧烈。 CCH4= 7 ~8 %时,爆炸最容易。 爆炸界限受多种因素影响,主要有以下几个方面: 1、环境温度 T 甲烷的爆炸下限下降、上限上升。即爆炸界限扩大。 烷空气体爆炸界限(%) 环境温度℃ 20 100 200 300 400 500 下限 6.00 5.45 5.05 4.40 4.00 3.65 上限 13.40 13.50 13.80 14.25 14.70 15.35

600 700

3.35 3.25

16.40 18.75

2、气压 爆炸初始时环境的气压对烷空气体的爆炸界限有很大的影响, P 下限变化很小,上限上升。 烷空气体爆炸界限(%) 环境压力(MPa) 0.1 1.0 5.1 12.7 3、氧浓度 常温下,CH4 的爆炸界限与混合气体中氧浓度的关系,呈三角形,人们称为 “爆炸三角形”。 (教材 28 页)大量实验表明,瓦斯爆炸界限随混合气体中氧 浓度的降低而缩小。当氧浓度降低时,瓦斯爆炸下限缓慢地增高,如图中的 BE 线所示,爆炸上限则迅速下降,如图中的 CE 线所示。氧浓度降低到 12%时, 瓦斯混合气体即失去爆炸性,遇火也不会爆炸。 《煤矿安全规程》规定,井下工作地点的氧浓度不得低于 20%,上述关系 似乎没有什么实际意义,但在密封区特别是火区内情况却不同,其中往往积聚 大量瓦斯,且有火源存在,只有氧浓度很低时,才不会发生爆炸;一旦重开火 区或火区封闭不严而大量漏风,新鲜空气不断流入,氧浓度达到 12%以上,就 可能发生爆炸。 综上所述,在新鲜空气中,瓦斯浓度为 5~16%,在遇到 650~750℃以上的 火源才会爆炸。但是这些数值受很多因素的影响,而在较大范围内变化,加上 矿井通风和瓦斯涌出的不稳定性,所以《规程》中对井下各地点的瓦斯浓度与 可能产生的火源都作了严格限制,以防爆炸事故的发生。这是十分必要的,必 须认真执行。 下限 5.6 5.9 5.4 5.7 上限 14.3 17.2 29.4 45.7

从试验中得到了瓦斯-空气混合气体爆炸极限与氧浓度的关系,如下图所 示。

A
氧 气 浓 度



2 1 0 8 1 6 1 4 1 2 1 0 8

B
爆 炸 区爆

C


D



E
不爆炸区

混入新鲜空气后 可能爆炸区

BE—-爆炸下限 CE――爆炸上限 CH4 爆炸下限 B ( 5 , 19.89 ) 爆炸上限 C ( 15 , 17.79 ) E—爆炸临界点。 掺入惰性气体成分不同, 其值不 同。 掺入 CO2 时,E(5.69 , 12.32) 掺入 N2 时,E(5.18 , 9.47)

6 % 4 2 0 2

甲烷浓度,/%

瓦斯-空气混合气体爆炸极限与氧浓度的关系图 图中 BEC 所构成的三角区域就是瓦斯爆炸三角形,当瓦斯浓度和氧浓度处 于三角形区域,在点火源作用下,就会发生瓦斯爆炸;同样,瓦斯浓度和氧浓 度不在此三角形区域,就不会发生瓦斯爆炸。这就为防止瓦斯爆炸发生提供了 途径。这是如前所述,采掘工作面进风流中的氧气浓度不低于 20%。氧气作为 作业人员必备的生存条件,在煤矿井下必须予以保证,也就是说,在煤矿井下 工作环境下,氧浓度都必须维持在 20%以上,通过控制氧气浓度来控制瓦斯爆 炸事故是不现实的。然而,在密封区特别是火区,其中往往积聚大量瓦斯,且 有火源存在,只有将氧浓度控制在很低时(12%以下) ,才能确保不会发生瓦斯 爆炸事故;重开火区或火区封闭不严而大量漏风,新鲜空气不断流入,氧浓度 达到 12%以上时,同样可能发生爆炸。这也是在采空区内为防止瓦斯爆炸或燃 烧,把氧浓度降低到 12%以下,以控制爆炸或熄灭燃烧火焰的原因所在。 实际意义: (1)封闭火区,由于 CH4 涌出,烟气掺入,氧气浓度下降,可能进入△发 生爆炸; (2)已封闭,而未爆炸火区,可能因漏风而进入△发生爆炸;

4 6 8 1 1 1 1 1 2 0 2 4 6 8 0

(3)注入惰性气体可预防爆炸,CO2 比 N2 效果好。 4、煤尘的影响 降低 CH4 的爆炸下限。 因为煤尘本身有爆炸性,且煤尘遇热(300~400℃时)会干馏出可燃气体, 使爆炸下限降低。 5、其它可燃气体 当烷空气体混有碳氢类气体或 CO 时,可用勒.查特里埃(Le.Chatelier) 法则计算混合气体的爆炸界限。

5%

15%

N ? C1
式中:

100

C C ? 2 ??? Nn N1 N 2 n

N —— 混合气体爆炸上限或下限, %; C1、C2、C3...Cn——分别为各可燃气体占可燃气体总的体积百分比,%; C1+ C2+ C3+?+Cn =100% N1、N2、N3...Nn——分别为各可燃气体的爆炸上限或下限, %;

气体名称 甲烷 乙烷 丙烷 氢气 一氧化炭 硫化氢 乙烯 戊烷

化学符号 CH4 C2H6 C3H8 H2 CO H2S C2H4 C5H12

爆炸下限,% 5.00 3.22 2.40 4.00 12.50 4.32 2.75 1.40

爆炸上限,% 16.00 12.45 9.50 74.2 75.00 45.00 28.6 7.80

注意: (1)此法则不适用有 H2 的情况; (2)上限计算不太准确; (3)必须预先知道混合物各可燃组分的浓度。 例题:某矿封闭火区内的可燃气体成份与浓度分别为:CH4 4.5%,CO

2.1%,C2H4(乙烯)0.02%,C2H6(乙烷) 0.04%,求该火区内可燃气体的 爆炸界限,并判断其爆炸危险性。 解 C=C 可燃气体的总浓度为:
CH4

+C

CO

+C

C2H4

+C

C2H6

=4.5+2.1+0.02+0.04=6.66%

各种可燃气体占可燃气体总浓度的百分比为: C
CH4

=4.5/6.66=67.59%; %; %; %;

C CO=2.1 / 6.66 =31.51 CC2H4=0.02 / 6.66 =0.3 C
C2H6

=2.1 / 6.66 =0.6

则该火区内可燃气体的爆炸界限为: 下限

Nb ?

6 7 5 7? 3 1 5 1? 0.3 ? 0.6 . . 5 1 25 . 2.7 5 3.2 2

100

? 6.1%

上限

Nb ?

6 7 5 7? 3 1 5 1? 0.3 ? 0.6 . . 16 75 2 86 1 24 5 . .

100

? 21.27%

由此可知,因为火区可燃气体浓度为 6.66%,大于爆炸下限 6.1%,故有 爆炸危险性。 6、引火源点火能量的影响 引火源向邻近的烷空气体传输的能量愈大,爆炸范围愈大。 点火能量(J) CH4 爆炸下限% 1 10 100 10000 4.90 4.60 4.25 3.60 CH4 爆炸上限% 13.8 14.2 15.1 17.5 爆炸范围% 8.9 9.6 10.8 13.9

7、惰性气体的影响 惰性气体的混入,使氧浓度降低,并阻碍活化中心的形成,可以降低瓦斯 爆炸的危险性。 爆炸下限提高,上限降低,即爆炸范围缩小。

? ) ?100 1?? N'? N ? 100? N 1??
(1 ?
式中 N----混合气体惰化前的爆炸极限,%; N----混入惰性气体后,混合气体爆炸极限,%; α ---- 混 合 气 体 内 加 入 惰 气 ( CO2+N2 ) 的 体 积 浓 度 , α =0.01(CO2+N2) 不同惰性气体惰化效果: 卤化烃>CO2>N2>He (二) 、最低点火温度和最小点燃能量 1、最低点火温度 瓦斯爆炸的第二个条件是高温火源的存在。点燃瓦斯所需的最低温度叫引 火温度。瓦斯的引火温度一般认为是 650~750℃。明火、煤炭自燃、电气火花、 赤热的金属表面、吸烟、甚至撞击或摩擦产生的火花等煤矿井下所能遇到的绝 大多数火源都足以引燃瓦斯。 可燃气体最低点火温度可在实验室测定得出。 前苏联资料:甲烷空气最小点火温度 绝热压缩时:565 ℃; 与烧热表面接触时:650 ℃; 正常大气时:595 ℃。 煤矿井下可能存在的着火源及温度如下: 冲击波的速度大于 1250~1350m/s,其前沿后面的温度大于 500℃。 瓦斯和煤尘爆炸火焰前沿的温度 2000~2500 ℃。 炸药爆炸产物的温度 4500 ℃。 电弧、电火花的平均温度 4000℃(放电主通道的温度 10000 ℃ ) 。

火柴的明火温度 1200 ℃。 点燃香烟温度 600~800℃。 2、最小点燃能量 不仅与可燃气体组分种类有关,而且随可燃气体的浓度而变化。在爆炸上、 下限附近,需要的点火能量最大。 正常大气条件下,CH4 的最小点燃能量:0.28mJ。 (三) 、感应期----引火延时性(τ ) ---- 从接触火源到氧化反应转化为快速燃烧(爆炸)的时间间隔。 τ 与 CH4 浓度、火源温度、火源性质等有关。感应期过后烃类气体氧化反应 速度骤增。 一般地 C τ 燃 τ T < τ 爆 τ

正常条件下, CH4:τ =0.010 ~1.64 s ,在甲烷同系物中,CH4 的感应期最长。 安全意义 在井下高温热源是不可避免的,但关键是控制其存在时间在感

应期内。例如,使用安全炸药爆炸时,其初温能达到 2000℃左右,但高温存在 时间只有 10-6~10-7s,都小于瓦斯的爆炸感应期,所以不会引起瓦斯爆炸。如果 炸药质量不合格,炮泥充填不紧或放炮操作不当,就会延长高温存在时间,一 旦时间,超过感应期,就能发生瓦斯燃烧或爆炸事故(1)放炮,使用安全炸药; (2)切断电源。 煤矿井下可能存在的着火源的作用时间: 冲击波的作用持续时间最短——10-7~10-3s。 炸药爆炸后产物、电火花作用时间—10-6~10-2s。 电弧及瓦斯煤尘爆炸的火焰前沿作用时间—10-4~1s。 明火和灼热体作用时间最长。 (四) 、火焰蔓延极限宽度(最大不传爆间隙) 应用意义: 在危险环境中工作设备上存在火源时, 必须在火源外围加一个隔 爆外壳,可燃气体在壳内爆炸时,隔爆外壳能可靠防止火焰蔓延到壳外,以防 引起壳外危险环境瓦斯爆炸。

要求: (1)间隙宽度 < 火焰蔓延极限宽度。 (2)通常采用固定间隙长度(L) ,保证间隙宽度(G)小于火焰蔓延极限 宽度的方法进行。 如:当 L=25mm,CH4 的 G ≤1.2mm。

?G?c ? 两者之间满足: ln? ? B ? ? a ? KL ? L?b ?
式中 a、b、c、B 和 K 为取决于可燃气体种类的常数。

(五) 、最大爆炸压力 爆炸物质的一种性质,表明可燃物的爆炸危险性的大小。 ? 爆炸压力是由于爆炸产生的高温引起的。 Exp:CH4 浓度为 9.5%时,在自由空间可测得 1850℃和密闭空间达 2650℃的 瞬时高温。则爆炸压力为:

pe ?

Te 2650? 273 p0 ? p0 ? 10 p0 T0 20 ? 273

即为爆炸前初始压力 p0 的十倍。 ? 最大爆炸压力与爆炸空间的几何形状有关。 相同条件下: 圆球体 > 正方体 > 圆柱体 > 立方体

四、煤矿井下瓦斯爆炸事故原因分析 1、火源 井下的一切高温热源——电气、放炮、摩擦、静电; 井下引燃瓦斯的热源种类 1) 、主要参数:点火能量、温度、作用时间。 2) 、火源分类: (1)化学火源:明火、煤炭自燃、炮火、导火索等。 (2)冲击火源:冲击、摩擦、绝热压缩高温; (3)电气火源:电火花、电弧、静电; (4)高温火源:高温表面(机械设备、皮带摩擦) 、热辐射。

3) 、煤矿常见火源: (1)明火 原因:高温、明火本身燃烧反应生成链载体。 种类:火柴明火(1200℃) 、香烟(吸烟时达 650℃~800℃ ) 、火灾。 (2)炮火 原因:不合格炸药、放糊炮、炮孔封孔不严。 (3)冲击、摩擦火源 原因:金属器具冲击、坚硬顶板冒落;皮带摩擦出火、截齿切割。 包括:岩石与岩石,岩石与金属,金属与金属之间的强力撞击或摩擦。 (4)电火花 包括:电器失爆、电焊作业、架线电机车运行、放炮母线短路、不合格矿灯 等。 (5)静电火花 高电阻物体或处于绝缘状态的物体,紧密接触后分离或摩擦时,产生静电。 (6)热辐射 大功率白炽灯取暖烤焦木板着火。

4) 、引爆火源统计 我国,1970~1979 2、发生地点 掘进工作面占80%~90%,采煤工作面占10%~20% 采煤工作面发生地点上隅角,采煤机切割附近; 掘进面发生的原因:一方面是这些地点采用局扇通风,如果局扇停止运转、 风筒末端距工作面较远、风筒漏风太大或局扇供风能力不够,以致风量不足或 风速过低,瓦斯容易积聚。另一方面,放炮,掘进机械,局扇,电钻等的操作 管理,如不符合规定,容易产生高温火源。 电器火花:> 50 %

瓦斯爆炸的事故案例分析
1、×局×矿特大瓦斯爆炸事故 1) 、矿井概况 ×局×矿属国有企业。2002 年产量为 66 万 t/a。采用胶带斜井为主提升,

中央分列与两翼对角混合式通风,采煤方法采用走向长壁式,全部冒落法管理 顶板,开采单一煤层 B4,一次采全高,现开采标高-480m~-530m。 ×矿是煤与瓦斯突出矿井,根据 2003 年矿井瓦斯等级鉴定资料,矿井绝对 瓦斯涌出量 52m3/min,相对瓦斯涌出量 38.7 m3/t, CO2 绝对涌出量 40 m3/min, CO2 相对涌出量 29.75 m3/t。2003 年在 1010 运输顺槽掘进期间发生两次突出: 2003 年 6 月 14 日突出煤 37t,瓦斯 3168m3;2003 年 7 月 27 日突出煤 127t,瓦 斯 7830 m3。B4 煤层煤尘爆炸性试验火焰长度 25~30mm,有爆炸性。煤的自燃倾 向性为(Ⅱ) “自燃”级,自然发火期为 2~4 个月。 爆炸事故发生在该矿 1010 工作面地区,它位于矿井-600m 水平东采区东 2 总回以东,东为 1#轨道下山,西为 1010 顺槽措施下山,南为深部原生煤体,北 为已采 1008 东采空区。工作面运输顺槽标高-523m~-536m,回风顺槽标高 -497m~-513m,走向长 620m,倾向长 144 m。地表标高+25~28m。 2) 事故概况 2003 年 11 月 14 日 11 时 44 分,1010 工作面运输顺槽发生瓦斯爆炸事故, 爆炸由 2#突出孔硐向东沿运输顺槽顺风传播——到 1010 采煤工作面——1010 回风顺槽;爆炸向西沿运输顺槽逆风传播——进风连络绕道——2#新底板进风 上山风门 3 以外的一段巷道。造成 50 人死亡, 6 人受伤。 3) 爆炸直接原因 (1)爆源点 1010 运输顺槽 2#突出孔洞(今年 7 月 27 日掘进发生突出形成的孔洞)密 闭内。 (2)瓦斯源 2#突出孔硐积存有浓度超过 10%瓦斯,经现场勘察测量,密闭内空硐体积约 180m3,分析纯瓦斯量 30 余 m3。 (3)点火源 2#突出孔硐内残留碎煤自然发火产生的火源。 (4)直接原因 1010 运输顺槽 2#突出孔硐密闭内聚集的瓦斯被突出残煤自燃火引燃发生瓦

斯爆炸。 4) 经验教训 (1) 突出孔硐的余煤未及时清理。爆炸发生前 110 天,运输顺槽内发生 煤与瓦斯突出事故,但矿山未将突出孔硐内的余煤清理完毕,即对孔硐进行了 封闭。 由于煤的自然发火期是 2~4 个月, 而且由于余煤与空气的接触面积加大, 因此,突出孔硐内的余煤自燃为瓦斯爆炸提供了火源。 (2) 密闭墙的设计、修建(厚度、结构等)不符合要求。按照设计,密 闭墙的厚度应为 600mm,但井下施工时,密闭墙的厚度只有 240mm;而且,由于 密闭墙的修建质量较差,形成了多处漏风,为孔硐内煤的燃烧提供了氧气。 (3) 密闭内的灭火效果差。瓦检员检查到密闭内煤自燃(温度、CO 浓度 明显升高)后,虽然采取了灌黄泥浆等措施,但由于灌浆的数量和质量太差, 灭火效果不明显。 (4) 密闭检查的汇报及处理不及时。瓦检员检查到密闭内 CO 浓度最高已 达 0.36% (超过国家规定标准 0.0024%150 倍) 但只在检查记录上进行了标记, , 并未向上级领导汇报,以致没有及时采取有效措施对自燃煤层进行处理。 (5) 矿井购买的自救器不满足国家相关标准,造成事故发生后,工人不 能进行自救,不能有效的减小伤亡。 (6) 建立健全各项制度和措施,强化制度的落实和所执行措施的效果检 验。矿井有对孔硐自然发火的处理制度和措施,但瓦检员检查发现孔硐内出现 CO 浓度和温度异常时,没有及时按制度规定的流程对上级领导进行汇报,而矿 上采取的灭火措施执行效果差,且对灭火效果的检验十分马虎,以致虽然采取 了防灭火措施,但仍然发生了由余煤自然发火引起瓦斯爆炸,导致 50 人死亡, 6 人受伤的惨剧。 (7)从业人员安全意识淡薄,侥幸心理、习惯性违章较严重。密闭内的余 煤未清理干净,而且工人在修建密闭墙时厚度只有设计的 40%,密闭墙修建质 量差多处漏风,给密闭内提供了瓦斯爆炸爆炸和余煤自燃所必需的氧气。由此 可见,强化职工安全意识,加强安全培训工作刻不容缓。 2、×局×矿“4.6”瓦斯爆炸事故

1) 矿井概况 (1) 基本概况 ×局×矿属国有企业。设计能力:1.50Mt,2004 年申报核定生产能力: 2.41Mt。 (2) 采掘基本情况 开拓方式:平硐与斜井开拓 开采方法:走向长壁综合机械化低位放顶煤 顶板管理:全部垮落法 开采采区:四采区,一矿一面的集约化开采模式 采掘布臵:415 综采队;三个综掘队、两个炮掘队,采掘机械化程度分别达 到 100%和 75.7%。 (3) 通风基本情况 全矿通风:8 进 1 回、采区分区抽出式通风方式 415 工作面系统: 运顺进风量:920 m3/min,CH4 灌浆巷进风量:1400 m3/min 1 号联络巷风量:120 m3/min 回顺风量:860 m3/min,CH40.68%,排瓦斯量 5.85 m3/min; 高位巷风量:1350 m3/min,CH4 1.8%,排瓦斯量 23.67 m3/min (4) 瓦斯治理基本情况 2004 年矿井瓦斯申报鉴定结果:属高瓦斯矿井 矿井绝对涌出量:107.61 m3/min 矿井相对涌出量:20.44 m3/t.d 415 工作面系统 风排瓦斯量:29.52 m3/min 瓦斯抽放量:20.25 m3/min 总 涌 出 量:49.77 m3/min 0.1%

瓦斯抽放率:40.69%

瓦斯抽放系统:3 套独立 瓦斯抽放方法:走向长钻孔煤层瓦斯预抽、倾斜顺煤层钻孔预抽、掘进工 作面边掘边抽、灌浆巷采空区高冒带钻孔卸压抽放等综合抽放方法。 (5) 矿井防灭火情况 煤层自燃状况:易自燃煤层,发火期 3-6 个月,最短发火期 24 天; 防灭火措施:灌浆、汽雾阻化、堵漏风、注氮气、注凝胶等综合防灭火措 施 防灭火系统:灌浆、阻化剂、注氮和注凝胶系统。 2) 事故概况 (1) 事故发生经过 2004 年 11 月 23 日 10:20~10:30 :415 上隅角起爆松动顶煤,上隅角采空 区发生瓦斯爆燃,83#~89#架后溜槽处发现明火,并有大量青烟。 2004 年 11 月 24 日:79#~80#支架间有少量烟;决定只割煤不放顶煤,加 快推进速度 。 2004 年 11 月 28 日 07 时 10 分: 井下四泵房安检员韩朝云汇报听到爆炸声、 巷道烟雾大,安子沟抽放泵站电话汇报,安子沟风井防爆门被摧毁,有黑烟冒 出;事故死亡 166 人,受伤 45 人 2004 年 12 月 2 日:3:25、6:15、7:45、10:53 相继发生 4 次爆炸,没有造 成人员伤亡。 (2) 灾害波及范围 灾害波涉及大巷平台以下的四采区全部区域,包括:415、416 工作面系统, 417 回顺掘进工作面,四轨下延伸、四皮下延伸、四总回延伸及其相邻联络巷、 钻场和硐室,安子沟风井等;受威胁人员 293 人,死亡 166 人,受伤 45 人。 (3) 直接经济损失 直接经济损失为 4165.9 万元 。 3) 事故直接原因 (1) 爆源点 爆源位于 415 综放工作面下隅角。

(2) 瓦斯源 爆源点瓦斯来源:415 工作面下隅角靠采空区顶部及 1#联络巷。1#联络巷、 采空区、高位巷、爆炸破坏的抽放管内瓦斯参与爆炸,加大爆炸强度。 (3) 点火源 放炮是引爆瓦斯火源。 (4) 直接原因 工作面下隅角支架尾梁后侧强制放顶放炮引爆瓦斯。 4) 教训及建议 (1) 在工作面上、下隅角爆破落顶极易引燃、引爆采空区瓦斯,建议严 禁在上、下隅角爆破落顶。 (2) 实现一矿一面集约化生产的矿井,生产、人员非常集中,发生事故 造成重大伤亡。建议矿井实行安全合理集中生产。 (3) 专用排瓦斯巷是在通风、瓦斯抽放等措施全力实施前提下所采取的 避免回风巷瓦斯超限的辅助措施,而易自燃煤层不得采用专用排瓦斯巷。专用 排瓦斯巷分段掺入新风,降低瓦斯浓度至 2.5%以内,但专用排瓦斯巷与采空区 相联,未掺新风段瓦斯仍可能处于爆炸限内,致使专用排瓦斯巷成为重要危险 源,巷道内尽管要求瓦斯浓度控制在 2.5%以内,但实际上出现瓦斯浓度超限现 象时有发生,控制难度较大,且一旦发生事故,2.5%以内的瓦斯在强点火能量 条件下也可能引起爆炸,尤其在有油气和高浓度煤尘混入的条件下,尤其要注 意。 (4) 玻璃钢抽放管抗冲击能力差,不能抵抗爆炸波的冲击,致使爆炸时 抽放管炸碎,管内大量高浓度瓦斯涌出,加剧了爆炸威力。建议尽可能不采用 玻璃钢抽放管。 (5) 采用预裂爆破措施有利于顶煤和顶板及时垮落,但作为煤、气、油 共生的高瓦斯矿井应特别注意防止预裂爆破、特别是采空区附近预裂爆破诱发 瓦斯与煤尘爆炸。 (6) 采煤工作面中部布臵联络巷不利于通风系统稳定和瓦斯管理。 五、预防瓦斯爆炸的措施

(一)防止瓦斯积聚
概念:所谓瓦斯积聚是指瓦斯浓度超过2%,其体积超过0.5m3的现象。

预防煤矿爆炸事故基本思路: 就是消除引发爆炸的基本条件, 既 防止瓦斯的积聚和点火源的出现。 1、搞好通风
有效地通风是防止瓦斯积聚的最基本最有效方法。 瓦斯矿井必须做到风流稳 定,有足够的风量和风速,避免循环风,局部通风风筒末端要靠近工作面,放 炮时间内也不能中断通风,向瓦斯积聚地点加大风量和提高风速

2、严格瓦斯检查制度
要求:严格执行《煤矿安全规程》中关于瓦斯检查制度及时发现瓦斯超限、 瓦斯积存和防止瓦斯事故的措施。





允许瓦斯浓度/% 0.75 1.0 1.0 1.5 2.0





矿井总回或一翼 采区回风、采掘 面回风 采掘面回风

必须立即查明原因,进行处理。 必须停止工作,撤出人员,采取措 施,进行处理 。 必须停止用电钻打眼。 必须停止工作,切断电源,撤出人 员,进行处理 附近 20m 内必须停止工作,撤出人 员,切断电源,进行处理

个别地点

3、及时处理局部积存的瓦斯。 1)、采煤工作面上隅角瓦斯积聚处理;
(1) 迫使一部分风流流经工作面上隅角,将该处积存的瓦斯冲淡排出 (2) 全负压引排法 (3) 高瓦斯工作面采用并联掺新的通风系统 (4) 上隅角排放瓦斯

A、风障引导风流法 该方法是在工作面支柱或支架上悬挂风帘或苇席等阻挡风流,改变工作面 风流的路线,以增大向回风隅角处的供风。 (教材 30 页) B、风筒导排风流法(教材 30 页) 该方法是利用铁风筒和专门的排放管路引排回风隅角积聚的瓦斯。 C、尾巷排风法 尾巷排放瓦斯是利用与工作面回风巷平行的专门瓦斯排放巷道,通过其与 采空区相连的联络巷拍放瓦斯的方法。 (教材 31 页) D、调整通风方式法(教材 31 页) 2)、综采面处理 (1) 加大工作面风量。例如有些工作面风量高达 1500~2000m3/min。为此, 应扩大风巷断面与控顶宽度,改变工作面的通风系统,增加进量。 (2) 防止采煤机附近的瓦斯积聚。可采取下列措施: 增加工作面风速或采煤机附近风速。国外有些研究人员认为,只要采取有 效的防尘措施,工作面最大允许风速可提高到 6m/s。工作面风速不能防止采煤 机附近瓦斯积聚时,应采用小型局扇或风、水引射器加大机器附近的风速。采 用下行风防止采煤机附近瓦斯更容易积聚。 3)、顶板附近层状积聚处理; (1) 加大巷道的平均风速,使瓦斯与空气充分地紊流混合。一般认为,防止 瓦斯层状积聚的平均风速不得低于 0.5~1m/s。 (2) 加大顶板附近的风速。如在顶梁下面加导风板将风流引向顶板附近;或 沿顶板铺设风筒,每隔一段距离接一短管;或铺设接有短管的压气管,将积聚 的瓦斯吹散;在集中瓦斯源附近装设引射器。 (3) 将瓦斯源封闭隔绝。如果集中瓦斯源的涌出量不大时,可采用木板和粘 土将其填实隔绝,或注入砂浆等凝固材料,堵塞较大的裂隙。 4)、顶板冒落孔洞内积聚处理; 用砂土将冒落空间填实;用导风板或风筒接岔(俗称风袖)引入风流吹散 瓦斯。 5)、恢复有大量瓦斯积存盲巷或打开封闭

共有 7 条(教材 32 页) ?.抽放瓦斯 4 .经常检查瓦斯浓度和通风状况

(二)防止瓦斯引燃的措施
防止瓦斯引燃的原则,是对一切非生产必需的热源,要坚决禁绝。生产中 可能发生的热源,必须严加管理和控制,防止它的发生或限定其引燃瓦斯的能 力。共有4条(教材33页)

(三)、防止瓦斯爆炸灾害事故扩大的措施
瓦斯爆炸的突发性、瞬时性,使得在爆炸发生时难以进行救治。因此,防 止灾害扩大的措施应该集中在灾害发生前的预备设施的灾害发生时的快速反 应。万一发生爆炸,应使灾害波及范围局限在尽可能小的区域内,以减少损失。 共有6条。具体的措施有隔爆、阻爆两个方面,即分区通风和利用爆炸产生的高 温、冲击波设置自动阻爆装置。(教材33~34页)

第五节

瓦斯管理与检测

搞好瓦斯管理与检测对煤矿安全生产有着重要的意义。本节重点介绍瓦斯 管理与检查的基本方法与常用的瓦斯检测仪器。

一、矿井瓦斯管理
1.建立健全矿井瓦斯管理制度 各矿井,尤其是高突矿井应该根据《规程》有关规定,结合本矿井的实际 情况,建立和健全矿井瓦斯管理的有关规定和制度。主要包括:健全专业机构, 配足检查人员,定期培训和不断提高专业人员技术素质的规定;建立各级领导 和检查人员(包括瓦斯检查工)区域分工巡回检查、汇报制度,建立矿长、总工程 师每天阅签瓦斯日报的制度;建立盲巷、旧区和密闭启封等瓦斯管理规定;健 全放炮过程中的瓦斯管理制度;健全排放瓦斯的有关规定及瓦斯监测装备的使 用、管理的有关规定;健全矿井瓦斯抽放、防止煤与瓦斯突出的规定等。 2.加强掘进工作面的通风管理 据统计,有 60%以上的瓦斯爆炸事故发生在掘进工作面。因此,加强掘进

工作面的通风管理是防止瓦斯爆炸的重点工作之一。

1970~1979年瓦斯煤尘爆炸事故火源、地点分类
火源类别 放炮 电器设备 煤炭自燃 摩擦火花 吸烟 总 计 次数 24 49 4 6 4 87 百分比/% 27.6 56.3 4.6 5.9 6.6 100.0 总 计 87 100.0 地 点 次数 43 41 2 1 百分比/% 49.1 47.1 2.3 1.2

采煤工作面 掘进工作面 材料上山 溜煤眼

(1)严格局部通风机管理 ①局部通风机要挂牌指定专人管理或派专人看管。局部通风机和启动装置 必须安设在新鲜风流中,距回风口不得小于 10m。 ②一台局部通风机只准给一个掘进工作面供风,严禁单台局部通风机供多 头的通风方式。 ③安设局部通风机的进风巷道所通过的风量,必须大于局部通风机的吸风 量,保证局部通风机不发生循环风。 ④局部通风机不准任意开停。有计划停电、停风要编制安全措施,履行审 批手续,并严格执行。停风、停电前,必须先撤出人员和切断电源;恢复通风 前,必须检查瓦斯,符合规定后,方可人工开启局部通风机。 (2)严格风筒“三个末端”管理 严格风筒“三个末端”管理 是指风筒末端距掘进工作面距离必须符合作业 规程要求;风筒末端出口风量要大于 40m3/min;风筒末端处回风瓦斯浓度必须 符合《规程》规定。 (3)高、突矿井掘进工作面局部通风机供电的要求 在瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井的所有掘进工作面的局 部通风机,都应安装“三专两闭锁”设施。所谓“三专” ,即是专用变压器、专 用开关、专用线路;所谓“两闭锁” ,是指局部通风机安设的“风电闭锁”和“瓦 斯电闭锁”装置。

①风电闭锁: 1)当局部通风机停止运转时, 能自动切断局部通风机供风巷道中的一切动力 电源; 2)局部通风机启动,工作面风量符合要求后,才可向供风区域送电。 ②瓦斯电闭锁: 1)当掘进巷道内瓦斯超限时, 能自动切断局部通风机供风巷道中的一切动力 电源而局部通风机照常运转; 2)若供风区内瓦斯超限,该区域的电器设备无法送电,只有排除瓦斯,浓度 低于 1%时,才可解除闭锁,人工送电。 3、.加强盲巷和采空区瓦斯日常管理 (1)井下应尽量避免出现任何形式的盲巷。与生产无关的报废巷道或旧巷, 必须及时充填或用不燃性材料进行封闭。 (2)施工的独头巷道,局部通风机必须保持正常运转,临时停工也不得停风。 如因临时停电或其他原因,局部通风机停止运转,要立即切断巷道内一切电气 设备的电源(安设风电闭锁装置可自动断电)和撤出所有人员,在巷道口设置栅 栏,并挂有明显警标,严禁人员人内,瓦斯检查工每班在栅栏处至少检查一次。 如果发现栅栏内侧 1m 处瓦斯浓度超过 3%或其他有害气体超过允许浓度的,必 须在 24h 内用木板予以密闭。 (3)长期停工、瓦斯涌出量较大的岩石巷道也必须封闭,没有瓦斯涌出或涌 出量不大(积存瓦斯浓度不超过 3%)的岩巷可不封闭,但必须在巷口设置栅栏、 揭示警标,并定期检查。 (4)凡封闭的巷道,要对密闭坚持定期检查,至少每周一次,并对密闭质量、 内外压差、密闭内气体成分、温度等进行检测和分析,发现问题采取相应措施 及时处理。 (5)恢复有瓦斯积存的盲巷,或打开密闭时,事先必须编制专门的安全措施, 报矿总工程师批准。处理前应由救护队佩带呼吸器进人瓦斯积聚区域检查瓦斯 浓度,并估算积聚的瓦斯数量,然后按“分级管理”的规定排放瓦斯。 4.加强排放瓦斯的分级管理

排放积聚瓦斯是一项危险的工作,必须实行分级管理。 (1)排放瓦斯分级管理的规定 ①一级管理 停风区中瓦斯浓度超过 1.0%或二氧化碳浓度超过 1.5%, 最高瓦斯和二氧化 碳浓度不超过 3.0%时,必须采取安全措施,控制风流排放瓦斯。 ②二级管理 停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过 3.0%时, 必须制订安全排瓦斯措施, 报矿技术负责人批准。 (2)排放瓦斯的安全措施 凡因停电或停风造成瓦斯积聚的采掘工作面、恢复瓦斯超限的停工区或已 封闭的停工区以及采掘工作面接近这些地点时,通风部门必须编制排放瓦斯安 全措施。否则,不准进行排放瓦斯工作。 排放瓦斯的安全措施应包括下列内容: 1)计算排放的瓦斯量、供风量和排放时间,制定控制排放瓦斯的方法,严禁 “一风吹” 确保排出的风流与全风压风流混合处的瓦斯浓度不超过 1.5%, , 并在 排出的瓦斯与全风压风流混合处安设甲烷断电仪。 2)确定排放瓦斯的流经路线和方向、控制风流设施的位置、各种电气设备的 位置、通讯电话位置、甲烷传感器的监测位置等,必须做到文图齐全,并在图 上注明。 3)明确停电撤人范围,凡受排放瓦斯影响的硐室、巷道和被排放瓦斯风流切 断安全出口的采掘工作面,必须停电、撤人、停止作业,指定警戒人员的位置, 禁止其他人员进入。 4)排放瓦斯风流经过的巷道内的电气设备, 必须指定专人在采区变电所和配 电点两处同时切断电源,并设警示牌和专人看管。 5)瓦斯排完后,指定专人检查瓦斯,只有在供电系统和电气设备完好,排放 瓦斯巷道的瓦斯浓度不超过 1%时,方准指定专人恢复供电。 6)加强排放瓦斯的组织领导,明确排放瓦斯人员名单,要落实责任。 5、加强爆破过程中的瓦斯管理

《规程》规定:爆破地点附近 20m 以内风流中的瓦斯浓度达到 1%时严禁 爆破。严格执行爆破过程中的瓦斯管理,必须严格检查制度、执行“一炮三检” 和“三人连锁放炮”制度。 (1)“一炮三检”制度 “—炮三检”是要求爆破工在井下爆破过程中的装药前、爆破前和爆破后 必须分别检查爆破地点附近 20m 内风流中的瓦斯浓度, 只有在瓦斯浓度符合 《规 程》有关规定时,方准许进行装药、爆破、进人。爆破工还必须随身携带“一 炮三检记录手册” ,应把检查的结果填写在上面,做到检查一次填写一次。 具体实施是:采掘工作面及其他爆破地点,装药前爆破工、班组长、瓦斯 检查工都必须检查爆破地点附近 20m 范围内瓦斯,瓦斯浓度达到 1.0%时,不准 装药。紧接爆破前(距启爆的时间不能太长,否则爆破地点及其附近瓦斯可能超 过规定),3 人都必须检查爆破地点附近 20m 范围内风流中的瓦斯,瓦斯浓度达 到 1.0%时,不准爆破;爆破后至少等候 15min(突出危险工作面至少 30min),并 待炮烟吹散后,瓦斯检查工在前、爆破工居中、班组长在后一同进人爆破地点 检查瓦斯及爆破效果等情况。 (2)“三人连锁放炮”制度 “三人连锁放炮”制度,是为安全爆破而采取的有效措施,既可防止瓦斯 燃爆事故的发生,又可防止爆破伤人。 三人连锁中的“三人” ,是指小组长(队长)、爆破工和瓦斯检查工;连锁的 方法是: 瓦斯检查工携带发爆器的“钥匙” ,生产组长携带“工作牌” ,爆破工携带 “爆破牌” 。 爆破前由爆破工、瓦斯检查工和组长三人检查风流瓦斯浓度和其他爆破安 全事项,当符合《规程》要求、允许爆破时,开始交换牌子和钥匙; 生产组长把自己携带的工作牌与瓦斯检查工携带的起爆器钥匙交换,组长 持起爆器钥匙连接放炮母线后,用手中的钥匙换爆破工手中的爆破牌,之后, 生产组长与瓦斯检查工一起躲避在安全处,由爆破工起爆放炮; 炮声响过、瓦斯检查工检查瓦斯合格后,生产组长再用手中的爆破牌换回

爆破工手中的钥匙去连接爆破导线,直到爆破结束。 最后,生产组长用手中的爆破牌与爆破工手中的爆破钥匙交换,再用钥匙 与瓦斯检查工手中的工作牌交换,标志着爆破工作结束。

二、矿井瓦斯检查
矿井瓦斯检查是矿井瓦斯管理的一项重要工作。检查矿井瓦斯的目的有: ①了解和掌握井下不同地点、不同时间的瓦斯涌出情况,以便进行风量计 算和分配,调节所需风量,达到安全、经济、合理通风的目的; ②防止和及时发现瓦斯超限或积聚等隐患,采取针对性的措施,妥善处理, 防止瓦斯事故的发生。 1.巷道风流中瓦斯浓度的检查测定 井下瓦斯及二氧化碳浓度的测定,应在所测地点的巷道风流中进行。巷道 风流是指距巷道顶、底板及两帮一定距离的巷道空间内的风流。 巷道风流范围的划定:有支架的巷道,距支架和底板各为 50mm 的巷道空 间内的风流; 无支架或用锚喷、砌碹支护的巷道,距顶、帮、底各为 200mm 的巷道空间 内的风流。 测定瓦斯浓度时,应在巷道风流的上部进行,即将光学甲烷检测仪的二氧 化碳吸收管进气口置于巷道风流的上部边缘进行采气, 连续测定 3 次, 取其平均 值。测定二氧化碳浓度时,应在巷道风流的下部进行,即将光学甲烷检测仪进 气管口置于巷道风流的下部边缘进行采气,首先测出该处瓦斯浓度,然后去掉 二氧化碳吸收管,测出该处瓦斯和二氧化碳混合气体浓度,后者减去前者乘上 校正系数即是二氧化碳的浓度,这样连续测定 3 次,取其平均值。 2、采煤工作面及其进、回风流中瓦斯和二氧化碳浓度的检查测定 (1)采煤工作面进、回风流中瓦斯和二氧化碳浓度的检查测定 采煤工作面进、回风巷风流中的瓦斯(或二氧化碳)浓度应在距采煤工作面煤 壁线以外 10m 处的采煤工作面进、回风巷风流中测定,并连续测定 3 次,取最 大值作为测定结果和处理依据。其测定部位和方法与巷道风流中进行测定时相 同。

(2)采煤工作面风流中瓦斯和二氧化碳浓度的检查测定 采煤工作面风流即为距煤壁、顶、底板各为 200mm(小于 1m 厚的薄煤层采 煤工作面距顶、 底板各为 100mm)和以采空区的切顶线为界的采煤工作面空间的 风流。采用充填法管理顶板时,采空区一侧应以挡矸、砂帘为界。 采煤工作面风流中的瓦斯和二氧化碳浓度的测定部位和方法与在巷道风流 进行测定的部位和方法相同,但要取其最大值作为测定结果和处理依据。 3、掘进工作面风流及回风巷风流中瓦斯和二氧化碳浓度的检查测定 掘进工作面风流是指掘进工作面到风筒出口这一段巷道中的风流,测定时 按巷道风流划定法划定空间范围。掘进工作面风流中瓦斯和二氧化碳浓度的测 定应包括:工作面上部左、右角距顶、帮、煤壁各 200mm 处的瓦斯浓度;工作 面第一架棚左、右柱窝距帮、底各 200mm 处的二氧化碳浓度。各取其最大值作 为检查结果和处理依据。 4、盲巷内瓦斯和二氧化碳浓度的检查 盲巷内一般都会积聚瓦斯,瓦斯涌出量大或停风时间长时更会积聚大量的 高浓度瓦斯。进入盲巷内检查瓦斯和其他有害气体时,要特别小心谨慎,一要 防止窒息或中毒事故,二要防止爆炸事故。 检查时,检查人员必须事先检查自己携带的矿灯、自救仪器及甲烷检测仪 等,确认完好可靠,方能开始检查。第一步先检查盲巷入口处的瓦斯和二氧化 碳,其浓度均小于 3.0%时,方可由外向内逐渐检查。检查临时停风时间较短、 瓦斯涌出量不大的盲巷内瓦斯和其他有害气体浓度时,可以由瓦斯检查工或其 他专业检查人员 1 人入内检查; 检查停风时间较长或瓦斯涌出量大的盲巷内瓦斯 和其他有害气体浓度时,最少有 2 人一起入内检查。2 人应一前一后拉开一定距 离,边检查边前进。 在盲巷入口处或盲巷内任何一处,瓦斯或二氧化碳浓度达到 3.0%或其他有 害气体浓度超过规定时,必须停止前进,在入口处设置栅栏,向地面报告,由 通风部门按规定进行处理。 在盲巷内除检查瓦斯和二氧化碳浓度外,还必须检查氧气和其他有害气体 浓度。在倾角较大的上山盲巷内检查时,应重点检查瓦斯浓度;在倾角较大的

下山盲巷内检查时,应重点检查二氧化碳浓度。 5、高冒区及突出孔洞内的瓦斯检查 高冒区由于通风不良容易积聚瓦斯,突出孔洞未通风时里面积聚有高浓度 瓦斯,检查时都要特别小心,防止瓦斯窒息事故发生。 检查瓦斯时,人员不得进入高冒区或突出孔洞内,只能用瓦斯检查棍把长 胶管伸到里面去检查。应由外向里逐渐检查,根据检查的结果(瓦斯浓度、积聚 瓦斯量)采取相应的措施进行处理。 当里面瓦斯浓度达到 3.0%或其他有害气体浓 度超过规定时,或者瓦斯检查棍等无法伸到最高处检查时,则应进行封闭处理。 6、爆破过程中的瓦斯检查 爆破时煤(岩)层中会释放出大量的瓦斯,并且容易达到燃烧或爆炸浓度。如 果爆破时产生火源,就会造成瓦斯燃烧或爆炸事故。因此,为防止爆破过程中 瓦斯超限或发生瓦斯事故(瓦斯窒息、燃烧、爆炸),爆破工、班组长、瓦斯检查 工必须都在现场,执行“一炮三检制” ,爆破工、班组长、瓦斯检查工每次检查 瓦斯的结果都要互相核对, 并且每次都以 3 人中检查所得最大瓦斯浓度值作为检 查结果和处理依据。

三、矿井瓦斯检测仪器
矿井瓦斯检测仪种类很多,主要分为便携式和固定式两大类,按其工作原 理又分为:光干涉式、热催化式、热导式、红外线式、气敏半导体式、声速差 式和离子化式等几种。 下面只介绍瓦斯检查工必备的便携式光学瓦斯检测器和井下部分流动人员 经常携带的便携式瓦斯报警器的使用方法。 1.光学瓦斯检测器 光学瓦斯检测器是煤矿井下用来测定瓦斯和二氧化碳气体浓度的便携式仪 器。这种仪器的特点是携带方便,操作简单,安全可靠,且有足够的精度。但 由于其采用光学系统,因此构造复杂,维修不便。仪器测定范围和精度有两种: 0~10.0%,精度 0.01%;0~100%,精度 0.1%。 (1)光学瓦斯检测器的构造 光学瓦斯检测器有很多种类,其外形和内部构造基本相同。以 AQC-1 型

为例。AQC-1 型光学瓦斯检测器的内部构造图,它由三个系统组成: ①气路系统。由进气管、二氧化碳吸收管、水分吸收管、气室、吸收管、 吸气橡皮球、毛细管等组成。其中主要部件的作用如下: 二氧化碳吸收管:装有颗粒直径 2mml~5mm 的钠石灰,当测定瓦斯浓度 时,用于吸收混合气体中的二氧化碳。 水分吸收管:水分吸收管内装有氯化钙(或硅胶),吸收混合气体中的水分。 气室:如图 2—11 中的 5,用于分别存储新鲜空气和含有瓦斯或瓦斯、二氧 化碳的混合气体。A 为空气室,B 为瓦斯室。 毛细管:毛细管的一端与大气相通,另一端与空气室相连。其作用是保持 空气室内的空气的温度和绝对 压力与被测地点相同。 ②光路系统。 ③电路系统。 电路系统由电 池(一节 1 号电池)、光源灯泡、 光源盖、 微读数电门和光源电门 等组成, 实现光路系统的电能供 给和电路控制功能。 (2)使用光学瓦斯检测器测 定瓦斯前的准备工作 使用光学瓦斯检测器前, 应 首先检查其是否完好。 ①检查药品性能。 检查水分 吸收管中氯化钙(或硅胶)和外接 的二氧化碳吸收管中的钠石灰 图 2-10 光学瓦斯检测器的内部结构 是否失效。 新药品的颗粒直径应 在 2~5rnm 之间。 1-灯泡;2-聚光镜;3-平面镜;4-折光棱镜; 5-反射棱镜;6-物镜;7-测微玻璃;8-目镜;

②检查气路系统。首先,检 9-吸收管;10-气室;11-按钮;12-盘形管 查吸气橡皮球是否漏气,其方法是一手捏扁橡皮球,另一手捏住橡皮球的胶管,

然后放松皮球,若不胀起,则表明不漏气。其次,检查仪器是否漏气,将吸气 橡皮球胶管同检测仪吸气孔连接,堵住进气管,捏扁皮球,松手后球不胀起为 好。最后,检查气路是否畅通,即放开进气管,捏扁吸气球,以吸气橡皮球鼓 起自如为好。 ③检查光路系统。按光源电门,由目镜观察,并旋转目镜筒,调整到分划 板刻度清晰时,再看干涉条纹,如不清晰,取下光源盖,拧松光源灯泡后盖, 转动灯泡后端小柄,并同时观察目镜内条纹,直至条纹清晰为止,拧紧光源灯 泡后盖,装好仪器。 ④对仪器进行校正。国产光学瓦斯检测器的校正办法是将光谱的第一条黑 色条纹对在“0”上,如果第 5 条条纹正在“7%”的数值上,表明条纹宽窄适当, 可以使用。 (3)用光学瓦斯检测器测定瓦斯 用光学瓦斯检测器测定瓦斯时,应按下述步骤进行操作。图 2-12。 ①对零。在与待测地点温度、气压相近的进风巷道中,捏放吸气橡皮球 7 次,清洗瓦斯室。温度和气压相近,是防止因温度和空气压力不同引起测定时 出现零点漂移的现象。然后,按下微读数电门 5,观看微读数观测窗,旋转微调 手轮 1,使微读数盘的零位刻度和指标线重合;再按下光源电门 4,观看目镜, 旋下主调螺旋盖,转动主调手轮 2,在干涉条纹中选定一条黑基线与分划板的零 位相重,并记住这条黑基线,盖好主调螺旋盖,再复查对零的黑基线是否移动。

②测定。在测定地点处将仪器 进气管送到待测位置,如果测点过 高或人不能进入的空间,可接长胶 皮管,系在木棍或竹棍上,送到待 测位置。捏放橡皮吸气球 5~10 次 (胶皮管长,次数增加),将待测气 体吸入瓦斯室。按下光源电门 4, 从目镜中观察黑基线的位置,黑基 线处在两个整数之间时,转动微调 手轮,使黑基线退到和小的整数重 合,读出此整数,再从微读数盘上 读出小数位,二者之和即为测定的 瓦斯浓度。例如,从整数位读出整数值为 1,微读数读出 0.36,则测定的瓦斯浓 度为 1.36%。同一地点最少测 3 次,取平均值。 (4)用光学瓦斯检测器测定二氧化碳 用光学瓦斯检测仪测定二氧化碳浓度时,先用上述方法测出待测点的瓦斯 浓度,然后取下二氧化碳吸收管,在此点再捏放吸气球 5~10 次,测出二氧化碳 和瓦斯的混合浓度,从混合浓度中减去瓦斯浓度,再乘以 0.955 的校正系数,即 为二氧化碳的浓度。 (5)光学瓦斯检测器的使用和保养 光学瓦斯检测器的使用和保养应注意以下问题: ①携带和使用检测仪时,应轻拿轻放,防止和其他物体碰撞,以免仪器受 较大振动,损坏仪器内部的光学镜片和其他部件。 ②当仪器干涉条纹观察不清时,往往是测定时空气湿度过大,水分吸收管 不能将水分全部吸收,在光学玻璃上结成雾粒;或者有灰尘附在光学玻璃上。 当光学系统确有问题时,调动光源灯泡也不能解决,就要拆开进行擦试,或调 整光学系统。 ③如果空气中含有一氧化碳(火灾气体)或硫化氢,将使瓦斯测定结果偏高。 图 2-12 光学瓦斯检测器的使用

1-微调手轮;2-主调手轮;3-目镜;4-光源电门; 5-微读数电门;6-二氧化碳吸收管;7-吸气球

为消除这一影响,应再加一个辅助吸收管,管内装颗粒活性碳可消除硫化氢; 装 40%氧化铜和 60%二氧化锰混合物可消除一氧化碳。 ④在严重缺氧地点(如密闭区和火区),气体成分变化大,光学瓦斯检测器测 定的结果将比实际浓度大得多,这时最好采取气样,用气体分析的方法测定瓦 斯浓度。 ⑤高原地区空气密度小、气压低,使用时应对仪器进行相应的调整,或根 据测定地点的温度和大气压力计算校正系数,进行测定结果的校正。 ⑥应定期对仪器进行检查、校正,发现问题及时维修。仪器不用时,应放 在干燥地点,取出电池,防止仪器腐蚀。 (6)防止光学瓦斯检测器零点漂移 用光学瓦斯检测器测定瓦斯时,发生零点漂移会使测定结果不准确,其主 要原因和解决办法如下: ①仪器空气室内空气不新鲜。解决办法是用新鲜空气清洗空气室,不得连 班使用同一台光学瓦斯检测器,否则毛细管里的空气不新鲜,起不到毛细管的 作用。 ②对零地点与测定地点温度和气压不同。解决办法是尽量在靠近测定地点、 标高相差不大、温度相近的进风巷道内对零。 ③瓦斯室气路不畅通。要经常检查气路,如发现堵塞及时修理。 (7)光学瓦斯检测器的校正系数 当温度和气压变化较大时,应校正已测得的瓦斯或二氧化碳浓度值。 光学瓦斯检测器是在温度为 20℃、 个标准大气压力条件下标定分划板刻度 1 的。当被测地点空气温度和大气压力与标定刻度时的温度和大气压力相差较大 时(温度超过 20±2℃,大气压超过 101325±100Pa),应该进行校正。校正的方 法是将已测得的瓦斯或二氧化碳浓度乘以校正乘数 K。 校正系数 K 按下式计算: K=345.8?T/p 式中 K; p-测定地点的大气压力,Pa。 T-测定地点绝对温度, 绝对温度 T 与摄氏温度 t 的关系为: T=t+273,

例如,测定地点温度为 27℃、大气压力为 86645Pa,测得瓦斯浓度读数为 2.0%,按照公式计算,T=273+27=300K,得 K=1.2,校正后瓦斯浓度为 2.4%。 2.便携式瓦斯检测报警器 便携式瓦斯检测报警器是一种可连续测定环境中瓦斯浓度的电子仪器。当 瓦斯浓度超过设定的报警点时,仪器能发出声、光报警信号。它具有体积小、 重量轻及检测精度高、读数直观、连续检测、自动报警等优点。 便携式瓦斯检测报警器种类很多,目前尚无统一、明确的分类方法,习惯 上按检测原理分类,主要分为热催化(热效)式、热导式及半导体气敏元件式三大 类。 便携式瓦斯检测报警器的测量瓦斯浓度范围一般在 0~4.0%或 0~5.0%。 当 瓦斯浓度在 0~1.0%时,测量误差为±0.1%;当瓦斯浓度在 1.0%~2.0%时,测 量误差为±0.2%;当瓦斯浓度在 2.0%~4.0%时,测量误差为±0.3%。 便携式瓦斯检测报警器在每次使用前都必须充电,以保证其可靠工作。使 用时首先在清洁空气中打开电源,预热 15min,观察指示是否为零,如有偏差, 则需调整调零电位器使其归零。 测量时,用手将仪器的传感器部位举至或悬挂在测点处,经十几秒的自然 扩散,即可读取瓦斯浓度的数值;也可由工作人员随身携带,在瓦斯超限发出 声、光报警时,再重点监视环境瓦斯或采取相应措施。 使用仪器时应注意以下几点: (1)要保护好仪器,在携带和使用过程中严禁摔打、碰撞;严禁被水浇淋或 浸泡。 (2)使用中发现电压不足时,应立即停止使用,否则将影响仪器的正常工作, 并缩短电池使用寿命。 (3)热催化(热效)式瓦斯测定器不适宜在含有 H2S 的地区以及瓦斯浓度超过 仪器允许值的场所中使用,以免仪器产生误差或损坏。 (4)对仪器的零点、测试精度及报警点应定期(1 周或 1 旬)进行校验,以便使 仪器测量准确、可靠。 3.甲烷传感器的设置 甲烷传感器也称甲烷自动检测报警装置,在井下它像哨兵一样能连续检测

瓦斯浓度并能在瓦斯超限时发出警报。甲烷传感器应垂直悬挂在巷道顶板(顶梁) 下距顶板不大于 300mm,距巷道侧壁不小于 200mm 处,该巷道顶板要坚固, 无淋水;在有风筒的巷道中,不得悬挂在风筒出风口和风筒漏风处。 (1)采煤工作面甲烷传感器的设置 ①低瓦斯矿井的采煤工作面中,甲烷传感器按图 2-16(a)所示设置。 报警浓度:≥1.0%; 断电浓度:≥1.5%; 复电浓度:<1.0%; 断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电器设备。 ②高瓦斯矿井的采煤工作面中,甲烷传感器按图 2-16(b)所示设置。 报警浓度:S1 和 S2 均≥1.0%; 断电浓度:S1≥1.5%,S2>1.0%; 复电浓度:Sl 和 S2 均<1.0%;

图 2-16 工作面甲烷传感器设置 S1-采煤工作面风流中的甲烷传感器;S2-采煤工作面回风流中的甲烷传感 器 断电范围:S 和 SS3-采煤工作面进风流中的甲烷传感器 均为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
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③煤与瓦斯突出矿井的采煤工作面中,甲烷传感器按图 2-16(c)所示设置。 S1 和 S2 的规定与高瓦斯矿井采煤工作面的设置相同,其中,S2 的断电范围 扩大到进风巷内全部非本质安全型电气设备,如果不能实现断电,则应增设 S3。 S3 的报警浓度和断电浓度均≥0.5%,复电浓度<0.5%,断电范围为采煤工

作面及进回风巷内全部非本质安全型电气设备。 采煤工作面采用串联通风时,被串联工作面的进风巷必须设置甲烷传感器。 甲烷传感器的报警浓度和断电浓度均≥0.5%,复电浓度<0.5%,断电范围为被 串采煤工作面及其进回风巷内全部非本质安全型电气设备。 装有矿井安全监控系统的采煤工作面,符合条件且经批准,回风巷风流中 瓦斯浓度提高到 1.5%时,回风巷(回风流)甲烷传感器的报警浓度和断电浓度均 ≥1.5%,复电浓度<1.5%。 采煤工作面的采煤机应设置机载式甲烷断电仪或便携式瓦斯检测报警器。 其报警浓度≥1.0%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.0%,断电范围为采煤机电 源。 (2)掘进工作面甲烷传感器的设置 (1)高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井的煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷 掘进工作面,甲烷传感器按图 2-19(a)所示设置。 低瓦斯矿井的掘进工作面,可不设 S2。 报警浓度:S1 和 S2 均≥1.0%; 断电浓度:S1≥1.5%,S2≥1.0%; 复电浓度:S1 和 S2 均<1.0%; 断电范围:S1 和 S2 均为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 (2)掘进工作面与掘进工作面串联通风时,被串掘进工作面增加甲烷传感器 S3,按图 2-19(b)所示设置。 报警浓度和断电浓度:S3≥0.5%; 复电浓度:S3<0.5%; 断电范围:被串掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。

图 2-19 掘进工作面甲烷传感器设置 S1-掘进工作面风流中的甲烷传感器;S2-掘进工作面回风流中的甲烷传感器 S3-被串联掘进工作面进风流中的甲烷传感器 掘进工作面的掘进机应设置机载式甲烷断电仪或便携式瓦斯检测报警器。 其报警浓度大于等于 1.0%,断电浓度≥1.5%,复电浓度<1.0%,断电范围为掘 进机电源。 4.煤矿安全监测系统简介 随着科学技术的进步,生产自动化和管理现代化的矿井日益增多,传统的 人工检测和一般的检测装备及其监测技术,已无法适应现代化矿井生产发展的 需要。于是,系统监测技术和各种类型的安全监测系统装备相继问世,并逐步 取代各种简单的监测手段。 煤矿安全监测系统是集传感器技术、计算机技术、监控技术和网络技术于 一体的现代化高科技综合系统。目前的监测系统分为两大类:一类是工况监测, 另一类为环境监测。每种系统又包含若干子系统。前者一般侧重于监测机电设 备工作状况,其主要监测参数有采区产量、井下煤仓煤位、采煤机机组位置、 运输机械、提升机械、设备监控、设备故障监测和效率监测等;后者一般侧重 于监测采掘工作面、机电硐室、采区主要进回风巷道等自然环境参数,其主要 功能为监测低浓度瓦斯(3%以下)、高浓度瓦斯(3%~100%)、CO、CO2、O2、 温度、风速、负压、矿压、地下水、通风设施、煤尘、烟雾等参数,除实时显 示检测数据外,还应按《规程》的要求及各矿井实际情况,在一定地点及工作 场所设置报警和执行装置,以便防止和预报灾害。

目前国产矿井安全监控系统较为成熟且使用量较大的有 A 系列、 系列及 KJ TF 系列。其技术基本已达到国际先进水平。现以镇江煤矿专用设备厂生产的 A —1(KJl0)型矿井环境监测系统作一简介。 该系统由地面及井下两大部分组成。系统主要特点是:以微机为主体,采 用一对无极传输导线以实现井上、井下信息的数字传输。系统软件开发方面应 用了内存覆盖、中断响应、前后台多任务运行、系统自检等较先进的计算机技 术和数字传输技术。外配打印机、绘图仪、彩色显示屏等,大型矿使用可配备 多台微机连接成局部网络。因此系统适应大、中、小型及经济环境不同的矿井。 其主要技术特征为: (1)检测参数:CH4、CO、风速、负压、温度等模拟量及设备开停、风门开 关等开关量。 (2)显示方式:井下采用 LED 数字发光管显示,地面计算机屏幕显示,有全 景表格方式、曲线方式、地图方式、局部方式及跟踪方式五种。 (3)存储方式:64 点;每 5min 抽样一次,抽样峰值可存 1 年。 (4)单点回控:在地面可对井下任意一点发出控制指令,用以开、停机电设 备,执行时间小于 0.2s。 (5)通播回控:在紧急情况下可在 0.2s 内停掉全部可控制范围内的设备。 (6)超限断电:当 CH4 浓度超过规定值时,井下控制器自动断电。 系统主体结构由参数(抽放负压、浓度、温度及抽气量)监测传感器,环境瓦 斯浓度监测传感器,断电仪以及移动泵基架,外壳等部分组成。 该产品在抽放瓦斯的同时,还具有抽放参数和环境瓦斯浓度自动监测与显 示。具有环境瓦斯浓度超限报警和断电功能,可用于矿井局部的、临时的瓦斯 抽放以及抽放防突的参数监控。

第六节

瓦斯喷出、煤与瓦斯突出及其预防

瓦斯喷出、煤与瓦斯突出都属于瓦斯特殊涌出形式,大量承压状态的瓦斯 从煤、岩裂缝中快速喷出的现象。是矿井开采中危险性最大的灾害,是世界各 主要产煤国突出矿井共同面临的技术难题。 Exp:1834 年 3 月 22 日,法国鲁阿煤田,伊萨克矿井(世界上第一次有记录的突 出) 。 1950 年,辽源富国西二井(我国第一次有记录的突出) 。 最大的突出:前苏联(1969.7.19) :加加林矿,石门揭煤,1400t,250 万 m3 瓦斯 。 中国(1975.8.8) :三汇坝一井, 12780t,140 万 m3 瓦斯 。 危害: 1、产生的高压瓦斯流,能摧毁巷道,造成风流逆转、破坏矿井通风系统。 2、井巷充满瓦斯,造成人员窒息,引起瓦斯燃烧或爆炸。 3、喷出的煤岩,造成煤流埋人。 4、猛烈的动力效应可能导致冒顶和火灾事故的发生。 到 1992 年底全国已有 282 个突出矿井,截止 1995 年共发生了 16000 多次 突出。

一、矿井瓦斯喷出及其预防 (一)瓦斯喷出的分类与特点 ---- 大量承压状态的瓦斯从煤、岩裂隙中迅速喷出的现象称为瓦斯喷出。 特点:时间突然,空间上集中,动力效应。 危害:造成局部地区、采区、一翼充满高浓度瓦斯;窒息、遇火燃能引起 瓦斯爆炸、火灾。 根据瓦斯喷出裂隙呈现原因不同分: (1)地质来源; (2)采掘地压形成。 1、瓦斯沿原生地质构造洞缝喷出 发生地点:地质破坏带、石灰溶洞裂隙区、背斜 or 向斜轴部储瓦斯区、断 层、断裂区。 特点:瓦斯流量大,持续时间长,无明显地压呈现预兆。 2、瓦斯沿采掘地压生成的裂缝喷出 发生地点:往往与地质构造有关,在地质破坏区,原来处于封闭状态的构 造裂隙容易被利用,即在采掘地压和瓦斯压力联合作用下会突然张开,成为瓦 斯喷出通道。 特点:喷出时有地压显现,有显著的预兆(工作面来压、支架响、掉碴、 支架折断) ,持续时间较短。 (二)瓦斯喷出的防治 1、第一类瓦斯喷出的防治 1) 、加强地质工作 预防瓦斯喷出,首先要加强地质工作,查清楚施工地区的地质构造、断层、 溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及 瓦斯储量和压力等情况, 采取相应的预 防或处理措施。分为: (1)、瓦斯喷出量和压力都不大 时, 黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞

喷出口; (2)、当瓦斯压力和喷出量较大时,可能的喷出地点附近打前探钻孔,探 测、排放。 前探钻孔的要求是: 1、立井和石门掘进揭开有喷出危险的煤层时,在该煤层 10m 以外开始向煤 层打钻。钻孔直径不小于 75mm,钻孔数不少于 3 个,并全部穿透煤层,如图 2 -1 所示。 2、在瓦斯喷出危险煤层中掘进巷道时,可沿煤层边掘进边打超前孔,钻孔 超前工作面不得少于 5m。孔数不得少于 3 个,钻孔控制范围要超出井巷侧壁 2~3m。 3、巷道掘进时,如果瓦斯将由岩石裂隙、溶洞以及破坏带喷出时,前探钻 孔直径不小于 75mm,孔数不少于 2 个,超前距不小于 5m。 2) 、根据瓦斯压力、瓦斯量和地质采掘条件制订防治瓦斯喷出的设计与安 全措施。 3) 、利用封堵缝口(瓦斯量小,裂缝不时) ,引排瓦斯、加强通风等综合措 施治理喷出瓦斯。

2、第二类瓦斯喷出的防治 1) 、加强地质工作 掌握层间岩性与厚度变化,邻近层的瓦斯压力与瓦斯含量,地压大小,顶 底板的活动规律。 2) 、根据初期卸压面积估算卸压瓦斯量,以确定抽放卸压钻孔的数量及孔 位。

3) 、加强工作面维护 4) 、加强通风管理。 二、煤与瓦斯突出的规律、机理 (一)、概述 含义:煤矿地下采掘过程中,在极短的时间内(几秒到几分钟),从煤、岩层 内以极快的速度向采掘空间内喷出煤(岩)和瓦斯(CH4、 2)的现象, CO 称为煤与瓦 斯突出 危害:它所产生的高速瓦斯流(含煤粉或岩粉)能够摧毁巷道设施,破坏通风 系统,甚至造成风流逆转;喷出的瓦斯由几百到几万m3,能使井巷充满瓦斯, 造成人员窒息,引起瓦斯燃烧或爆炸;喷出的煤、岩由几千吨到万吨以上,能 够造成煤流埋人;猛烈的动力效应可能导致冒顶和火灾事故的发生。 (二)、突出的机理 突出的机理是关于解释突出的原因和过程的理论。 突出是十分复杂的自然现 象,它的机理还没有统一的见解,假说很多。多数人认为,突出是地压、瓦斯、 煤的力学性质和重力综合作用的结果。 突出原因假说 怎样发生?原因何在?过程如何? 1、瓦斯作用说 认为煤内存在高压瓦斯是突出中起主要作用的因素。 “瓦斯包”: “多聚甲烷”:CH4 在煤中形成不稳定的多聚甲烷( CH4 )n)或结晶水 ( 合物( CH 4 ? 6H 2O ) ,当煤层揭开后, t ?? P ? 促使它们急剧分解,从而放出大 量瓦斯并夹带大量煤炭而喷出。 2、地应力作用说
? 自重应力 ? 构造应力 ? 地应力 ? ? ?集中应力(采掘面前方 ) ?

突出主要是高地应力作用结果。 3、综合作用说

突出主要是地应力、瓦斯、煤的力学性质等因素综合作用结果。 1)能量假说 前苏联 B.B.霍多特提出,突出是煤的变形能(w)和瓦斯内能突然释放引起 工作面煤体的高速破碎。 激发突出的第一条件 对于回采 W ? Э ? F ? U 对于掘进 W ? F ? U 对于石门揭煤 W ? Q ? F ? U 式中:W----煤的变形能; Э ----顶板岩石动能; Q----煤内游离瓦斯所含的内能; F----煤向巷道移动功; U----煤的破碎功。 激发突出的第二条件

V p ? Vx
式中:Vp----煤的破碎速度; Vx----煤裂隙中瓦斯压力下降速度。 激发突出的第三条件
P? m ?g ( f cos ? ? sin ? ) ? a? s

式中:P----瓦斯压力; s----煤破碎区段的横断面积; f----煤沿某一表面移动时,该面的摩擦系数; α ----煤沿某一表面移动时,该面与水平面所成倾角; g----重力加速度; m----煤的质量; a----为了将煤抛出必须给煤的加速度; +,-----煤移动方向,向上抛出取“+”,反之取“-”。

在瓦斯矿井,激发突出的第二与三条件实际上总是可以满足,因此,第一 条件便成为发生突出的主要而必需条件。 2)地应力分布不均说 前苏联马可耶夫研究所巴甫洛夫等人提出。 突出机理(原因) : (1) 、突出煤层的围岩具有增高的和不均匀的应力分布; (2) 、产生围岩的不均匀位移; (3) 、顶底板接近的“停滞”和“塞子”的形成,产生一种脆弱的平衡; (4) 、靠近工作面的破碎带的尺寸降低,同时在近工作面范围内部保持着较 高的瓦斯压力。 (5) 、采掘工作破坏围岩脆弱平衡时,造成急剧的位移和搓揉,产生冲击和 煤的破碎,发生突出。 发生突出的条件: a、突出煤层具有不同的地质构造与煤的结构; b、突出煤与非突出煤层的特性不同; c、突出区:瓦斯压力大,煤层透气性低,煤质松软,地质构造复杂。 d、突出煤层,突出主要发生在地质构造带内;地应力处于紧张状态; e、围岩地应力不均是突出危险性的一种标志。 因此,围岩的应力状态变化和能量的释放是造成突出的首要原因,瓦斯是 突出的基本能源之一,瓦斯压力决定了突出的强度。 (三)、突出过程与特点 1、突出发生过程 (1)准备阶段----能量积蓄 由于地质、采矿原因,煤体内的能量积聚逐渐发展到临界破坏,或过载的 脆弱平衡状态。 特点:工作面煤壁内形成高σ 和 有长,有短。 (2)激发阶段
dP ,呈现出多种有声或无声的预兆。时间 dl

特点:地应力状态突然改变。 表现为:极限应力状态的部分煤体突然破坏;发生巨响和冲击;向巷道方 向作用的瓦斯压力的推力由于煤体的破裂,大大增加;膨胀瓦斯流形成,大量 瓦斯解吸。 引发原因:落煤、打钻、修整工作面等。 (3)发展阶段 特点: a)突出从激发点起向内部连续剥离并破碎煤(地应力和瓦斯压力共 同作用) 。 b)破碎的煤在不断膨胀的承压瓦斯风暴中边运送,边粉碎,此过程主要是 瓦斯内能作功的过程。 c)煤的剥离与破碎具有脉冲特性,存在多轮回过程。

(四)、突出的一般规律 1、突出发生在一定的采掘深度以后。每个煤层开始发生突出的深度差别很 大, 始突深度:矿井开始发生突出的最浅深度。

不同矿区差别很大, 最小,50m, (郴州罗卜安矿) 最大,640m, (抚顺老虎台矿) 一般地,矿井始突深度均大于瓦斯风化带深度;随着开采深度增加,煤层 突出危险性增高。 2、突出多发生在地质构造附近,如断层、褶曲、扭转和火成岩侵入区附近。 据南桐矿务局统计, 95%以上的突出(石门突出除外)发生在向斜轴部、 扭转地带、 断层和褶曲附近。 北票矿务局统计, 90%以上的突出发生在地质构造区和火成岩 侵入区。 3、突出多发生在集中应力区,如巷道的上隅角,相向掘进工作面接近时, 煤层留有煤柱的相对应上、下方煤层处,回采工作面的集中应力区内掘进时, 等等。 4、突出次数和强度,随煤层厚度、特别是软分层厚度的增加而增加。煤层 倾角愈大,突出的危险性也愈大。 5、突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间没有固定的关系。瓦斯压力低、 含量小的煤层可能发生突出;压力高,含量大的煤层也可能不突出。 同一煤

层,其瓦斯压力越高,突出危险性越大。因为突出是多种因素综合作用的结果。 但值得注意的是,我国 30 处特大型突出矿井的煤层瓦斯含量都大于 20m3/t。 6、突出煤层的特点是强度低,而且软硬相间,透气系数小,瓦斯的放散速 度高,煤的原生结构遭到破坏,层理紊乱,无明显节理,光泽暗淡,易粉碎。 如果煤层的顶板坚硬致密,突出危险性增大。 7、大多数突出发生在放炮和落煤工序。例如,重庆地区 132 次突出中,落 煤时 124 次,占 95%。放炮后没有立即发生的突出,称延期突出。延迟的时间 由几分钟到十几小时,它的危害性更大。 8、上山掘进比下山掘容易突出,突出次数随着煤层倾角增大而增多。 9、突出前常有预兆发生, 地压呈现:煤炮声、支架声响、掉碴、巷道底鼓、煤壁外鼓、等。 瓦斯涌出:瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小,使煤尘增大,工作面气温

下降,气味异常。 煤的力学性能与结构:层理紊乱、煤强度松软、煤质暗淡无光,煤厚变化, 煤干燥等。熟悉或掌握本矿的突出预兆,对于及时撤出人员,减少伤亡,有重 要意义。 10、突出危险性随着有硬而厚的围岩存在而增高。 11、石门突出危险性最高。 (五)、煤与瓦斯突出的分类 1、按突出现象的力学特征分类 (1)煤与瓦斯(二氧化碳)突出,简称突出。 突出的主要原因:地应力和瓦斯压力,以地应力作用为主,瓦斯压力作用 为辅,重力不起作用。 突出的能量:煤内储存的高压瓦斯能。 突出物的破碎特征:产生大量手捻无颗粒的微尘。 瓦斯量:突出瓦斯量(m3/t 煤)≥瓦斯含量; 喷孔孔形状:口小内大的犁形, 倒并形(与应力分布一致) 作用力:地应力(弹性变形能) 瓦斯压力(瓦斯潜能) 重力。

(2)煤(岩)突然压出并涌出大量瓦斯----压出 主要特点: 突出物的搬运特征: 煤呈整体外移,碎体抛出一定距离。

突出物的堆积特征:就地堆积(or 很近距离) 、无分选性、无沉积轮回,α <安息角(35°~40°) 突出物的破碎特征:大小不同的块体与碎末混杂。 瓦斯量:瓦斯量(m3/t 煤)≥瓦斯含量; 喷孔孔形状:口大内小、外宽内窄、楔形 作用力:地应力(围岩弹性位能突然释放) 、 3、煤(岩)突然倾出并涌出大量瓦斯----倾出 主要特点: 突出物的搬运特征: 煤沿倾斜下落,碎体抛出不远距离; 突出物的堆积特征: 就地堆积(or 很近距离) 、无分选性、无沉积轮回, α <安息角(35°~40°) 突出物的破碎特征: 大小不同的块体与碎末混杂。 瓦斯量:

瓦斯量(m3/t 煤)≈瓦斯含量; 喷孔孔形状: 口小内大、舌形 作用力:地应力(围岩弹性变形能) 、重力。 多发生于急倾斜煤层,低强度时,易与冒落和突出混淆。 三类动力现象的发生都以地应力为主,所以它们的预兆相似,但三者的基 本能源不同。人们习惯上将三类现象统称为煤与瓦斯突出。 2、按突出强度分类

强度----每次动力现象抛出的煤 (岩) (t or m3 为单位) 数量 和瓦斯量(m3)。 1) 、小型突出:强度<50t/次(突出后,几十 min,瓦斯浓度恢复正常) ; 2) 、中型突出:50~99 t/次(突出后,几小时,瓦斯浓度恢复正常) ; 3) 、次大型突出:100~499 t/次(突出后,一天,瓦斯浓度恢复正常) ; 4) 、大型突出:500~999 t/次(突出后,几天,瓦斯浓度恢复正常) ; 5) 、特大型突出:>1000 t/次(突出后,很长时间,瓦斯浓度恢复正常) 。 3、按突出危险程度分类 1) 、突出矿井和突出煤层:矿井在采掘过程中,只要发生过 1 次煤(岩) 与瓦斯突出(简称突出,下同) ,该矿井即为突出矿井,发生突出的煤层即为突 出煤层。 2) 、突出危险区和突出威胁区:突出煤层经区域预测可划分为突出危险区 和突出威胁区。 3) 、突出危险工作面和突出威胁工作面:突出危险区进行工作面煤与瓦斯 突出预测。 三、煤与瓦斯突出的危险性预测 突出危险区呈带状分布,面积一般不到突出煤层的 10%。长度在 100m 以内, 突出危险性预测是防治煤与瓦斯突出综合措施的第一步。 (一)突出预测的意义与分类 1、意义 ① 预测的目的是确定突出危险区域和地点,为采取合理的防突措施提供科 学依据。 ② 减少防突工程量和时间,提高采掘速度。 ③ 为在突出危险带内采取有效措施提供保证与条件,主动及早采取措施, 保证安全生产和计划的完成。 2、分类: 突出危险性预测包括:区域性预测和工作面预测。 ? 区域预测(长期预测) ,其任务是确定矿井、煤层和煤层区域的突出危险 性。区域预测应在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓或准备时进

行。 ? 工作面预测(日常预测或点预报) ,包括石门和竖、斜井揭煤工作面、煤 巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测。 其任务是预测工作面附近 煤体的突出危险性,即该工作面继续向前推进时有无突出的危险。 区域预三个层次: 确定矿井有无突出危险 度如何? 确定煤层有无突出危险, 程

确定突出煤层水平、翼、区段和采区突出危险。 (教材 52 页)

(二)突出预测指标 1、单项指标法 (1)煤的破坏类型 (2)瓦斯放散初速度(△P)-- 表示瓦斯从煤内放散出来快速的相对指标, 反映煤的孔隙结构和微观破坏程度。一般情况下,Δ P>15~25时有突出危险。 (3)煤的坚固系数(f)--相对指标,国内常用落锤法测定,反映煤的坚 固程度。 当f?0.6~0.8时有突出危险;f>1.2时,无突出危险。 (4)煤层瓦斯压力(P) (5)软煤比 软煤分层厚度与煤层总厚度之比称软煤比,亦称揉皱系数。

该值越高,煤层越不稳定,突出可能性越大。 各指标判断突出危险的临界值,应根据矿井的实测资料确定。无实测数据 时,可参考下表所列数据预测煤层的突出危险性 。 煤层突出危险性 煤的破坏 类型 突出危险 无突出危险 2、综合指标法 (1)七因素综合预测法 七因素:等深线及始突深度、地质构造线、煤层瓦斯压力线与含量等值线、 煤厚与软分层厚度等线,坚硬厚层等厚线、煤层底板等高线、邻近煤层煤柱对 该煤层影响范围线。 Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ Ⅰ、Ⅱ 瓦斯放散初速度 △P ≥10 <10 煤的坚固性系数 f ≤0.5 >0.5 煤层瓦斯压力 p (Mpa) >0.74 <0.74

方法:将上述七因素以等量线的方法绘制在煤层采掘工程平面图上,并将 实际突出点也填在该图上绘制成突出预测图。 (2)D、K 综合指标法 煤炭科学研究总院抚顺分院对 10 余个矿井生产水平突出层中的突出危险区 进行研究,得出了 D 法和 K 法的综合指标,可作为预测区域突出煤层的常用方 法。 D 法指标考虑了煤层中软分层的煤的坚固性系数 f 和煤层开采深度 H, 以及 煤层瓦斯压力 p 这三个与突出有密切关系的参数;K 法指标考虑了煤层中软分 层的煤的坚固性系数 f 和瓦斯放散初速度Δ P 这两个与突出有密切关系的参数, 这两种方法分别按以下公式计算:

? 0.0075H ? D?? ? 3?? p ? 0.74? ? ? f ? ?

K?

?P f

式中:D-煤的突出危险性综合指标之一,若式中两个括号内的计算值都为 负时,则不论 D 值大小,都为突出威胁区域; K-煤的突出危险性综合指标之二; H-开采深度,m; P-煤层瓦斯压力,取两个测压孔实测瓦斯压力的最大值,MPa; Δ P-煤层中软分层煤的瓦斯放散初速度值; f-煤层中软分层的平均坚固性系数。 根据以上两式计算,只有当 D、K 同时满足突出危险临界值时,才能确定该 区域为突出危险区域,如表 2-8 所示。
表 2-8 用综合指标 D 和 K 预测煤层的区域突出危险性

综合指标 区域突出危险性 D <0.25 突出威胁区域 ≥0.25 ≥0.25 <15 ≥15 突出危险区域 K 地质勘探和新井建设时期预测煤层 突出危险时,突出威胁即为无突出 危险煤层 备注

采用综合指标法对煤层进行区域预测时,应符合下列要求:

(1)在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔,测定煤层瓦斯压力。 (2)在打测压孔的过程中,海米煤孔采取一个煤样,测定煤的坚固性系数 f。 (3)将两个测压孔所得的 f 最小值加以平均, 作为煤层软分层的平均坚固性系 数。 (4)将坚固性系数最小的两个煤样混合后,测定煤的瓦斯放散初速度值。 3、采掘工作面突出危险性预测 采掘工作面突出危险性预测的方法较多,有综合指标法、钻屑指标法、钻 孔涌出初速度法等。近年来国内外应用较广、效果较好的方法是钻粉瓦斯流量 法。它能反映出工作面前方地应力、瓦斯压力、煤结构性能等综合作用,既可 以预报突出,又可以检验防突措施的效果。 ①在煤层掘进工作面打 2 个(倾斜以上煤层)或 3 个(缓倾斜煤层)直径 42mm、深 5.5~6.5m 的钻孔。钻孔应布置在软分层中,一个钻孔位于巷道工作 面中部, 并平行于掘进方向, 其他钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线性外 1.5m 处。 ②钻孔每打 1m,测定钻屑量体积和钻孔瓦斯涌出初速度。测定瓦斯涌出初 速度时,测量室长度为 1m。根据最大钻屑量和最大瓦斯涌出初速度按下式计算 两个指标 R1 和 R2 的值:

R1 ? (S max ? 1.8)(qmax ? 4) R2 ? S max ? 4.5qmax
式中 Smax-每个钻孔的最大钻屑量,L/m;

qmax-每个钻孔的最大瓦斯涌出初速度,L/(min?m)。 根据以上两式计算的结果,参考表 2-9 的数值作为突出预报指标。 表 2-9 突出危险性 有危险 无危险 R1 ≥6 <6 R2 ≥30 <30 突出预报指标 备注 可使用两个指标中任何一个判断危险性

由于突出是十分复杂的动力现象,突出危险性取决于许多因素和这些因素 的综合。各种预测方法都是在大量实测数据的基础上研究出来的,各矿应根据

各自的地质、开采条件及突出规律等具体情况选择最适用的指标和确定指标的 临界值,不断研究出新的预测方法以促进预测工作更加完善和准确。 (三)、煤与瓦斯突出预兆 1、煤层结构和构造 层理紊乱,煤软硬不均或变软,煤暗淡无光,煤层

受挤压,厚度变大,倾角变陡,煤层干燥等。 2、地压增大 如来压声响,支架折断,煤炮声,煤岩开裂,煤壁外鼓,

片帮,掉碴,底鼓,打钻时顶钻、夹钻等。 3、瓦斯及其它 瓦斯涌出异常,忽大忽小,闷人,煤尘增大,煤或气温

变冷,顶钻喷瓦斯、喷煤等。 四、预防煤与瓦斯突出的主要技术措施 防突措施分类: ? ? ? 按作用范围划分:区域性防突措施、局部性防突措施。 按作用效果划分: 防止突出发生的措施、 突出时保证人员生命安全的措施。 按作用的技术性划分:技术措施、组织管理措施。 区域性防突措施:实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施,称 为区域性防突措施; 局部防突措施:实施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措 施称为局部防突措施。 (一)、区域性防突措施 区域性防突措施主要有开采保护层、预抽煤层瓦斯以及煤层注水等三种。 1、开采保护层 保护层:在突出矿井中,预先开采的、并能使其它相邻的有突出危险的煤 层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层。 被保护层: 后开采的煤层称为被保护层。 保护层位于被保护层上方的叫上保 护层,位于下方的叫下保护层。 保护层开采是预防突出最有效、最经济的区域性预防突出的技术措施,几 乎所有发生突出的国家都采用该措施,我国 1958 年成功使用此技术,目前开采 保护层的矿井占突出矿井总数的 26%。

1)、开采保护层的作用 (1) 地压减少,弹性潜能得以缓慢释放。 (2).煤层膨胀变形,形成裂隙与孔道,透气系数增加。所以被保护层内的瓦 斯能大量排放到保护层的采空区内,瓦斯含量和瓦斯压力都将明显下降。 (3) 煤层瓦斯涌出后,煤的强度增加。据测定,开采保护层后,被保护层的 煤硬度系数由 0.3~0.5 增加到 1.0~1.5。 2).保护范围 保护范围:指保护层开采后,在空间上使危险层丧失突出危险的有效范围。 划定保护范围,也就是在空间和时间上确定卸压区的有效范围 (1) 垂直保护距离

被保护层

保护层

被保护层

覆岩破坏移动分带示意图 Ⅰ冒落带 Ⅱ断裂带 Ⅲ弯曲带

保护层与被保护层间的有效垂距如表2-10所示。 表 2-10 保护层与被保护层间的有效垂距 名 称 上保护层,m ? 60 ? 50 下保护层,m ? 80 ? 100

急 倾 斜 煤 层 缓倾斜与倾斜煤层 (2) 沿倾斜的保护范围

确定沿倾向的保护范围就是沿倾向划定被保护层

的上、下边界。

倾斜方向采空区下边界岩石移动角

? 1 ? 180? ? ? ? ? ? ? ? 2 ? 180? ? ? ? ? ? ?
式中:ψ 1、ψ 2──岩石冒落角;

煤层倾角 缓倾斜 倾斜 急倾斜

β (?) 90—α 90—α 100—α

Δ (?) 11 10 7

β ──倾斜方向采空区下边界岩石移动角,参见上表; γ ──倾斜方向采空区上边界岩石移动角,γ =90°+α /2; Δ ──冒落角与移动角之间的夹角,参见上表; α ──煤层倾角。 (3)、沿走向的保护范围。超前距一般不得小于两个煤层之间垂直距离的两 倍,至少不小于30m。

L ≮ L > 2h1 30m h1

被保护层 保护层

h2 被保护层 L ≮ 2h L 2> 30m

图 2-23 沿走向方向保护范围的划定 1-保护层;2、3-突出危险煤层

(4) 煤柱的影响 保护层开采后,在采空区上、下形成卸压区,而煤柱上方则产生集中应力 区,在集中应力区内,增加了突出危险性。 影响范围根据考察结果确定,否则,按以下角度确定。 影响区

60° 45

煤柱

60

°
影响区 3) 、选择保护层的原则

° 45 °

(1)首先选择无突出危险的煤层作为保护层; (2)当所有煤层均有突出危险时,选择突出危险性小的煤层作为保护层; (3)优先选择上保护层。 选择下保护层时,其最小层间距应满足下式:

当? ? 60?时 当? ? 60?时

H min ? kM cos? H min ? kM sin ?

式中:Hmin----允许采用的最小层间距; M----保护层厚度; k---- 系数。 (4)所有可采煤层均有严重突出危险时,可选择不可采煤层作为保护层。 4) 、开采保护层应注意的几个问题 (1)尽量不在保护层采空区留煤柱; (2)保护层采高小于 0.5m 时,必须检查其保护效果,否则要采取其它防 突补充措施; (3)开采保护层,具有瓦斯抽放系统的矿井,应同时抽放卸压瓦斯。 ∴保护作用实质:卸压和排放瓦斯,其中卸压作用是首要的、决定性的。 2、预抽煤层瓦斯 随着开采深度的增加,地应力、瓦斯压力、瓦斯含量增高,为了提高保护 层的保护效果、可靠程度和保证被保护层顺利开采,抽放卸压瓦斯是可以对被 保护层卸压作用起到补充和深化作用。 作用: (1)降低被保护层残余瓦斯压力; (2)扩大保护层间距。因为,随着层间距增大,突出煤层卸压程度减弱, 瓦斯自然排放条件差。 根据前苏联经验,开采保护层,如结合抽放被保护层瓦斯,可使有效层间距 增大 1.4 ~1.6 倍。 应用:无保护层可采、单一突出煤层开采。经过试验预抽瓦斯有效果时。

我国实施此措施的矿井占突出矿井总数的 21%以上。 1) 、防突机理 通过向突出煤层内打大量的密集钻孔,达到: ? 钻孔造成煤层局部卸压; ? 通过钻孔排放瓦斯,释放煤层瓦斯潜能; ? 通过长时间抽放瓦斯,进一步降低煤层瓦斯涌出压力和瓦斯含量; ? 引起煤层收缩变形、地应力下降、煤层透气性和煤的坚固性系数增加。

2) 、适用条件与考察指标 适用条件:突出煤层,λ ≥4.0?10-2 m2/(MPa2.d)。 要求指标: (1)瓦斯抽放率 > 30%; 或 XCH4(残余)<0.8 XCH4; 。

(2)PCH4(残余)<0.8 PCH4

(3)钻孔控制区,煤厚的收缩变形 ≥ 2? 3) 、钻孔布孔原则 采用:穿层钻孔或沿层钻孔。

L
R
穿 钻 层 孔

沿层钻孔

H

(1)钻孔数量 穿层钻孔: N ? K ?
L? H 3.14 ? R 2

沿层钻孔: N ? K ?

L 2R

式中:L----沿走向钻孔控制范围; H----沿斜向钻孔控制范围; R----钻孔有效抽放瓦斯半径; K----系数,1.2 ~1.3。 (2)钻孔间距 一般根据现场考察确定。无考察数据时可根据煤层瓦斯涌出规律,采用下 式计算: 对于沿层上向或水平平行钻孔:

d?
对于穿层钻孔:

24? 60? q0 (1 ? e ??t ) 100? m?x?a

d?

24? 60? q0 (1 ? e ??t ) ? 100? ? ?x? 4

3、煤层注水.

应用:主要应用于回采工作面。 1) 、注水防突机理
及其应力分布 ? a )改变煤的物理力学性质 ? 机理? b)降低煤层的瓦斯放散初 速度 ?c)注水钻孔排放煤层瓦斯降低煤层瓦斯含量和压 , 力 ?

2) 、注水工艺 打钻、封孔、注水

3) 、注水防突指标 保证煤层充分湿润, 且煤体湿润均匀, 水份≥5%, 注水量: 0.02 ~0.04 m3/t 煤。 4) 、钻孔布置 单排平行沿层钻孔。 5) 、钻孔参数 1)孔径 42~100mm。

R

2)孔长,决定于阶段斜长及煤层地质变化。 3)封孔长度 4)注水压力 过高:使煤沿弱面破裂,造成水流失。 过低:注不进水,达不到湿润效果。 应做到:“压而不裂,注而不漏” 水平钻孔: Pg ? Pw ? 0.75?gH 倾斜钻孔: Pg ? Pw ? 0.75?g ( H ? l sin ? ) 钻孔湿润半径的 1.1~1.2 倍。

式中:Pg----煤层瓦斯压力; Pw----注水压力; H-----孔口至地表深度; α ----钻孔与水平面的夹角; ρ ----覆岩的平均密度; l-----钻孔长度; ±----“+”表示下向孔,“-”表示上向孔。 6) 、注意事项 (1)对于湿润性差的煤,注水中可加一定浓度的湿润剂。 (2)注水泵尽量采用排量大的高压泵; (3)保证封孔质量; (4)孔数应根据注水区与注水有效半径确定; (5)对于难注水煤层,尽量采用“间歇注水”。 (二) 预防突出的局部性措施 1、超前钻孔 掘进工作面或回采面前方,形成三个应力带: 卸压带:地应力和瓦斯压力均较原始值小,阻止突出; 集中应力带:地应力较原始值高,煤层透气性急剧降低,阻止瓦斯排放, 此带内保持着较高的瓦斯压力梯度和瓦斯压力值,是发动突出的策源地。 σ

超前距 作用机理:是在煤巷掘进工作面前方始终保持一定数量的排放瓦斯钻孔。 它的作用是排放瓦斯,增加煤的强度,在钻孔周围形成卸压区,使集中应力区 移向煤体深部,人为地造成并保持在工作面前方有一个较长的卸压带,以防止 突出发生。 注意: (1)最小超前距 L≦5m;

(2)防止打钻过程中,出现顶钻现象和喷孔; (3)确定合理的钻孔排放半径。

超前钻孔 2、水力冲孔 可控地、缓慢地排放突出煤层瓦 斯。 1)作用机理: 岩柱为安全屏障 利用打钻和高压水射流冲击煤体, 激发煤体发生可控的喷煤和喷瓦斯, 煤 和瓦斯排出, 使被揭煤岩中蕴藏的潜在 能量逐渐释放,避免大型突出的发生。

流量孔

≥ 5m 石门 被揭煤层

图 2-24

水力冲孔工艺流程示意图

1-套管;2-三通管;3-钻杆;4-钻机;5-阀门;6-高压水管;7-压力表;8-射流 泵;9-排煤水管 2) 、适用条件 有自喷能力的突出危险煤层。 3) 、施工工艺、参数 水压 3~ 5 Mpa,水流量 40 ~50 m3/h。

3、震动放炮 震动放炮是采用增加炮眼数和装药量,一次爆破揭开煤层并成巷的爆破方 法。 1) 、作用机理 因爆破震动,围岩应力和瓦斯压差急剧变化,创造了最有利的突出条件。 所以震动放炮基本上是一种人为的诱使突出的措施,而不是防止突出的方法。 2) 、要求 (1)震动放炮时,应将井下人员撤至地面。为了少影响生产,一般在交接班 时放炮; (2)放炮时应将放炮区或全井断电,进风系统内不得有火源存在,以免引燃 瓦斯; (3)放炮半小时后由救护队进入检查。具有延期突出的矿井,进入的时间还 要加长; (4)为了限制突出的波及范围, 可在距离工作面 4~5m 处, 垒起高不小于 1.5m 的矸石堆或高至顶板的木垛。有人提出,采用延发雷管分次爆破,使一部分岩 石落在工作面附近,起到限制突出的作用。 震动放炮是采用增加炮眼数和装药量,一次爆破揭开煤层并成巷的爆破方 法。在此情况下,因爆破震动,围岩应力和瓦斯压差急剧变化,创造了最有利 的突出条件: 1) 、岩柱厚度:岩柱厚度愈大,爆破前突出的可能性愈小,但愈难一次揭开 全煤层。 《规程》规定,急倾斜煤层岩柱厚度不小于 1.5m。缓倾向和倾斜煤层, 为了全断面一次揭开煤层,可将工作面做成台阶状或斜面,然后布置炮眼。 2)、炮眼数和炮眼布置 要求能一次揭开煤层全断面。一般情况下,震动放炮的炮眼数为普通放炮 的 2~3 倍,炮眼数 N 也可按北票矿务局的经验公式计算: N=5.5s1/2f2/3 式中 S-掘进巷道的断面积。m2

f-岩石的硬度系数,

可用单列三组楔形掏槽的方式。岩眼和煤眼要交错相间排列,顺序爆破 3)、装药量 决定于巷道断面、岩石性质和需要爆破的岩石体积。各矿实际装药量,往往 相差很大,在 1.76kg/m3~11kg/m3 之间,应根据本矿的实际爆破经验确定。 4)、注意事项 (1)震动放炮时,应将井下人员撤至地面。为了少影响生产,一般在交接班时 放炮; (2)放炮时应将放炮区或全井断电,进风系统内不得有火源存在,以免引燃 瓦斯; (3)放炮半小时后由救护队进入检查。具有延期突出的矿井,进入的时间还 要加长; (4)为了限制突出的波及范围, 可在距离工作面 4~5m 处, 垒起高不小于 1.5m 的矸石堆或高至顶板的木垛。有人提出,采用延发雷管分次爆破,使一部分岩 石落在工作面附近,起到限制突出的作用。 震动放炮容易引起冒顶事故,能诱使突出,不是好的防治措施,应尽可能 不采用。 4、松动爆破 在工作面前方存在有 5m 卸压煤体防护下,在前方 5.5m 以外引爆几个深 厚感情眼形成煤体松动的爆破方法。 1)作用机理:向掘进工作面前方应力集中区,打几个钻孔装药爆破,使煤 炭松动,集中应力区向煤体深部移动,同时加快瓦斯的排出,从而在工作面前 方造成较长的卸压带,以预防突出的发生。

松动圈 破碎圈

2)松动爆破方法:深孔和浅孔两种。

3)适用条件:煤质较硬,突出强度较小的煤层。 4)技术要求: (1)孔长大于 8m; (2)孔数根据实测 松动爆破有效半径确定; (3)每次爆破保持不小于 5m 安全距; (4)松动爆破作业,必须采取有效的防护措施。

>8m 5、专用支架

>5m

专用支架是预防突出的一种辅助措施,它不能直接降低煤体内部的应力和 瓦斯压力,但可增加煤体的稳定性和支架的承载能力,所以在一定条件下可以 抑制突出的发生和发展。 专用支架的形式有:超前支架和金属骨架。 ①为了防止因工作面顶部煤体松软垮落而引起瓦斯突出,在工作面前方巷 道顶部事先打一排超前支架,用以支撑顶部悬露的煤体,增加煤层的稳定性, 如图 2-26 所示。

图 2-26 超前支架

架设超前支架的方法是打孔径 50m~70mm、仰角 8~10°、孔距 200~ 250mm、深度大于一架棚距的钻孔,然后在孔内插入 3~6m 的钢管或钢轨,尾 部用支架架牢,即可开始掘进。掘进时保持 1.0.~1.5m 的超前距。巷道永久支 架架设后,钢材可回收后再 用。 ②在石门揭开煤层时可 用金属骨架,如图 2-27 所 示。当石门距煤层一定距离 时,暂停掘进,在其顶部及 两帮上侧打眼,钻孔穿过煤 层全厚,进入岩层 0.5m 终 孔,孔间距一般为 0.2m 左 右,钻孔直径为 75~100mm。向孔中插人长度大于孔深 0.4~0.5m 的钢管或钢 轨等材料作为骨架,再将钢管固定在专门支架上,也可以固定在用锚杆支撑的 钢轨环上。然后再刷斜面,实施震动性爆破。 6、钻孔排放瓦斯 作用机理:石门揭煤前,由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻,将煤层中的 瓦斯经过钻孔自然排放出来,待瓦斯压力降到安全压力以下时,再进行采掘工 作。 7、超前支架 作用机理:多用于有突出危险的急倾斜煤层厚煤层的煤层平巷掘进时。为 了防止因工作面顶部煤体松软垮落而导致突出,在工作面前方巷道顶部事先打 上一排超前支架,增加煤层的稳定性。 8.卸压槽 它的实质是预先在工作面前方切割出一个缝槽,以增加 工作面前方的卸压范围, 五、安全防护措施 为防止突出预测失误或措施失效而发生的突出, 无论石门揭穿突出危险煤层
图 2-27 石门单排金属骨架 1-测压孔;2-金属骨架

或在突出煤层中进行采掘作业,都必须采取安全防护措施,安全防护措施包括 石门揭穿煤层时的震动爆破、采掘工作面的远距离爆破、挡栏、反向风门、自 救器、避难所和压风自救系统等内容

第七节

瓦斯抽放

一、矿井瓦斯抽放的必要性和可行性
防止瓦斯超限的两类方法: (1)利用矿井主要通风机,将瓦斯冲淡到安全浓度并将烷空混合物排放到 地面大气中(通风方法) ; (2)利用瓦斯泵抽放瓦斯,在负压下人工抽放高浓度瓦斯并通过巷道隔离 的管网抽放到地面(抽放方法) 。 抽放瓦斯的目的 1、预防瓦斯超限、确保矿井安全; 2、开采保护层并具有抽放系统的矿井,应抽放被保护层的卸压瓦斯; 3、预抽瓦斯作为区域性或局部防措施; 4、开发利用瓦斯资源,变害为利。 1.必要性 抽放瓦斯是解决矿井瓦斯问题的手段,但并不是所有瓦斯矿井都需要抽放 瓦斯,衡量一个矿井是否有必要抽放瓦斯,可以根据下列条件确定: (1)矿井瓦斯涌出量超过通风所能稀释的瓦斯量 矿井瓦斯涌出量超过通风所能稀释瓦斯量时,可以考虑抽放瓦斯。 (2)《规程》的规定 《规程》145 条规定:有下列情况之一的矿井,必须建立地面永久抽放瓦斯 系统或井下临时抽放瓦斯系统: ①1 个采煤面的瓦斯涌出量>5m3/min 或 1 个掘进面的瓦斯涌出量> 3m3/rnin,用通风方法解决瓦斯问题是不合理的。 ②矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的: 1)大于或等于 40m3/min; 2)年产量 1.0Mt~1.5Mt 的矿井,>30m3/min;

3)年产量 0.6Mt~1.0Mt 的矿井,>25m3/min; 4)年产量 0.4Mt~0.6Mt 的矿井,>20m3/min; 5)年产量小于或等于 0.4Mt 的矿井,>15m3/min。 ③开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 2.可行性 抽放瓦斯的可行性是指对煤层瓦斯抽放的难易程度。目前一般用煤层透气 性系数λ 和钻孔瓦斯流量衰减系数α来衡量。 (1)煤层透气性系数λ 煤层透气性系数是衡量煤层瓦斯流动与抽放瓦斯难易程度的标志之一。它 是指在 1m3 煤体的两侧,瓦斯压力平方差为 1MPa2 时,通过 1m 长度的煤体, 在此 1m2 煤面上,每日流过的瓦斯量。测定方法是在岩石巷道中向煤层打钻孔, 钻孔应尽量垂直贯穿整个煤层,然后堵孔测出煤层的真实瓦斯压力,再打开钻 孔排放瓦斯,记录流量和时间。故煤层透气性系数的单位为 m2/(MPa2?d)。 (2)钻孔瓦斯流量衰减系数α 作用:可以作为煤层预抽瓦斯难易程度的一个指标。 钻孔瓦斯流量衰减系数α, 是表示不受采动影响条件下, 煤层内钻孔瓦斯流 量随着时间延续呈衰减变化关系的系数。其测算方法是,选择具有代表性的地 区打钻孔,先测其初始瓦斯流量 q0,经过时间 t 后,再测其瓦斯流量 qt,然后按 下式计算α:
ln q0 ? ln qt t

??

qt

式中

α-钻孔瓦斯流量衰减系数,d-1;

q0-钻孔初始瓦斯流量,m3/min; qt-经过 t 时间后,钻孔瓦斯流量,m3/min; t-时间,d。 对未卸压的原始煤层,瓦斯抽放的难易程度可 划分为三类,如表 2-12 所示。
表 2—12 瓦斯抽放难易程度分类
t

指标 分类 容易抽放 勉强抽放 难以抽放

煤层百米钻孔瓦斯流量 煤层透气性系数 衰减系数(d-1) (m2/(MPa2.d)) <0.15~0.003 0.003~0.05 >0.05 >10 10~0.1 <0.1

3.抽放效果的衡量指标 当采用通风方法解决瓦斯问题不合理时,应抽放瓦斯。 (1)抽出瓦斯浓度 抽出瓦斯浓度是用来表示的抽出瓦斯质量指标。 《规程》第 148 条规定: “利 用瓦斯时,抽放瓦斯浓度不得低于 30%,且在利用瓦斯的系统中必须装设有防 回火、防回气和防爆炸作用的安全装置。不利用瓦斯、采用干式抽放瓦斯设备 时,抽放瓦斯浓度不得低于 25%” 。瓦斯浓度指标有时还可反映抽放工作管理的 质量。抽放管路系统漏气,必然导致浓度降低。 (2)瓦斯抽放率 瓦斯抽放率是衡量抽放效果的重要指标之一,可分为矿井抽放率和采区抽 放率。 ①矿井抽放率

d矿 ?
式中

q矿抽 q矿涌 ? q矿抽
d 矿-矿井瓦斯抽放率,%;

q 矿抽-矿井抽出的瓦斯量,m3/min; q 矿涌-矿井涌出的瓦斯量,m3/min。 ②采区抽放率

d区 ?
式中

q区采

q区抽 ? q区掘 ? q区抽

d 区-采区瓦斯抽放率,%;

q 区抽-采区抽出的瓦斯量,m3/min;

q 区采-采区内采煤工作面涌出的瓦斯量,m3/min; q 区掘-采区内掘进工作面涌出的瓦斯量,m3/min。 《矿井瓦斯抽放管理规范》规定:开采层预抽的矿井,矿井抽放率不小于 10%; 采区抽放率不小于 20%。 抽放邻近层瓦斯的矿井, 矿井抽放率不小于 20%; 采区抽放率不小于 35%。 4、抽放瓦斯必须遵守下列规定 (1)利用瓦斯时,瓦斯浓度不得低于 30%,且在利用瓦斯的系统中必须装设 有防回火、防回气和防爆炸作用的安全装置。不利用瓦斯、采用干式抽放瓦斯 设备时,抽放瓦斯浓度不得低于 25%。 (2)抽放容易自燃和自燃煤层的采空区瓦斯时,必须经常检查一氧化碳浓 度和气体温度等有关参数的变化,发现有自然发火征兆时,应立即采取措施。 (3)井上下敷设的瓦斯管路,不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的 措施。 二、抽放瓦斯的方法及工艺参数 开采煤层的瓦斯抽放,是在煤层开采之前或采掘的同时,用钻孔或巷道进行 该煤层的抽放工作。 (一) 、抽放类型、方法和适用条件 1、抽放类型的划分 ? 按空间对象分:
?开采煤层抽放 ? ?邻近煤层抽放 ? ? 采空区抽放 ? 围岩抽放 ?

?未卸压抽放瓦斯 ? 按地应力划分: ? ? 卸压抽放瓦斯 ?

?采(掘)前预抽 ? ? 边掘边抽放 按时间对比划分(采掘与抽放) : ? ? 边采边抽放 ? 采后抽放 ?

2、抽放方法 钻孔法、巷道法、综合法。

(二)开采煤层瓦斯抽放 就是抽放未卸压瓦斯。本法适用于透气系数较大的开采煤层预抽瓦斯。 穿层钻孔抽放 按钻孔与煤层的 关系 沿层钻孔抽放 按钻 孔 角 度 上向孔 下向孔 水平孔

1、未卸压的钻孔抽放 各种抽放方法的适用条件 抽放方法的选择主要根据瓦斯来源、地质采矿条件确定。 A)巷道法 优点:暴露面积大,流量大,稳定,流动阻力小。 缺点:工程量大,掘进费用高。 B)钻孔法 (i)穿层钻孔 抽放率约 20%(个别大于 30%) 。 优点:施工方便,掘进巷道少。 缺点:单孔流量小。 适用条件: (1)煤层透气性较大; (2)煤层群开采; (3)开拓岩巷超前较多; (4)可抽放时间长。 (ii)沿层钻孔

抽放率约 20~60%。 优点:施工方便。 缺点:可抽时间短,对煤层赋存条件要求高。

本法适用于透气数较大的开采煤层预抽的瓦斯。 按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔;按钻孔角度分为上向孔、 下向孔和水平孔。我国多采用穿层上向钻孔。 钻孔参数: 钻孔方向 我国多为上向孔;

孔间距 30—50m 抽放负压 孔口负压不超过14kPa 钻孔直径 70—100mm

图 2-28 钻孔法抽放开采煤层的瓦斯 1-煤层;2-钻孔;3-钻场;4-运输巷;5-密闭墙;6-抽瓦斯管道 2、卸压的钻孔抽放 特点:卸压后,煤层的透气性大大增加。所以必然能抽出瓦斯。 主要包括: ? 边采边抽 ? 边掘边抽

钻孔 钻场 煤巷

1)、随掘随抽 在掘进巷道的两帮,随掘进巷道的推进,每隔 10m~15m 开一钻孔窝,在 巷道周围卸压区内打钻孔 1~2 个,孔径 45~60mm,封孔深 1.5~2.0m,封孔后 连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高,一般为 5.3~6.7kPa(40~ 50mmHg) 。巷道周围的卸压区一般为 5~15m,个别煤层可达 15~30m。开滦 赵各庄矿在掘进工作面后面 15~20m 处, 用煤电钻打孔, 孔深 4~9m。 孔距 4~ 6m。封孔后抽放,降低了煤帮的瓦斯涌出量,保证了煤巷的安全掘进。

图 2-29 随掘随抽的钻孔布置 1-掘进巷道;2-钻场;3-钻孔 2)、随采随抽 是在回采工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离(20~60m),沿煤层倾斜 方向、平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的20~40m

图 2-30

随采随抽的钻孔布置

这类抽放方法只适用于赋存平稳的煤层,有效抽放时间不长,每孔的抽出

量不大。 3、增加煤层瓦斯抽放量的措施 我国多数煤层属低透气性煤层,对低透气性煤层进行预抽瓦斯困难较多。 虽然多打钻孔、长时间进行抽放可以达到一定的目的,但是,由于打钻工作量 大,长时间提前抽放与采掘工作有矛盾,因此必须采用专门措施增加瓦斯的抽 放率,这些措施主要有: ①加大钻孔直径 ②提高抽放负压 ③增大煤层透气性 对低透气性煤层,提高透气性以增大瓦斯抽出量,目前主要采取的措施有: 1)、水力压裂; 水力压裂是将大量含砂的高压液体(水或其它溶液)注入煤层,迫使煤层破 裂,产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内,阻止它们的重新闭合,从而提 高煤层的透气系数。 2)、水力割缝; 水力割缝是用高压水射流切割孔两侧煤体(即割缝) ,形成大致沿煤层扩张 的空洞与裂缝。 3)、水力破裂 水力破裂是在井下巷道向煤层打钻,下套管固孔,注入高压水,破裂煤体, 提高瓦斯抽放率。 4)、交叉钻孔。 交叉钻孔是除沿煤层打垂直于走向的平行孔外,还打与平行钻孔呈15?~20? 夹角的斜向钻孔,形成互相连通的钻孔网 (三)、邻近层的瓦斯抽放 邻近层含义: 开采煤层群时,回采煤层的顶、底板围岩将发生冒落、移动、 龟裂和卸压,透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯,就能向回 采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层,就叫 做邻近层。位于开采煤层顶板内的邻近层叫上邻近层,底板内的叫下邻近层.

为什么邻近层抽放总能抽出瓦斯呢? 煤层开采后,在其顶板形成三个受采动影响的地带:冒落带、裂隙带和变 形带,在其底板则形成卸压带。

图 2-31 煤层回采后顶、底板围岩的变化 1-卸压层;2-冒落层;3-开采层 1、开采煤层回采后对邻近层影响特征 (1)形成采动裂隙和卸压带 顶板:冒落、移动、卸压、变形 底板:膨胀、卸压变形

覆岩破坏移动分带示意图 Ⅰ冒落带 按裂隙发育情况分为“三带” I 带内:瓦斯大量流向开采层采空区。 当层间距小于 8~10m 时,煤层处于冒落带内。 II 带:瓦斯流向开采煤层采空区。 特点:煤层透气性大大增加,抽出量大,瓦斯浓度高。 III 带:瓦斯不流向开采煤层采空区。 特点:煤层透气性增加较小,抽出量小,瓦斯浓度高。 Ⅱ断裂带 Ⅲ弯曲带

(2)邻近层采动影响区内透气性系数 煤层透气性系数增加几倍~几百倍。 (3)邻近层残余瓦斯压力变化规律 由于不同层间距的邻近层瓦斯得到不同程度的排放,其残余瓦斯压力 PC 变 化如图。
抽放 未抽放

纵坐标 R,横坐标 PC(MPa) R=层间距/采高 2、邻近层瓦斯抽放 分析:煤层群开采条件下,受采动影响,邻近层卸压,煤层透气性大大增 加,邻近层瓦斯通过层间裂隙,进入开采煤层采空区。 邻近层瓦斯涌出量∝1/层间距。 当进行邻近层抽放时。 地 面 回 风

沿层间裂 开采煤 层采空 隙 区 ∵抽放系统压差>邻近层与采空区之间的压差 ∴大部分瓦斯被抽放,少量进入采空区 主要结论: (1)邻近层抽放总可以抽出瓦斯,适用于各种条件;

邻近层瓦 斯斯

沿煤层 流向钻 孔

抽放巷 道

(2)钻孔流量决定于采动影响程度(层间距)和瓦斯含量。 (3)抽放率的高低,决定于层间距及各种抽放参数的选择。 (4)邻近层距开采层愈远,抽放率愈大,抽出的瓦斯浓度愈,可抽时间愈 长。

3、钻孔法邻近层抽放的主要参数 (1)确定可抽放的邻近层 上邻近层冒落带内煤层不可抽放(8 ~ 10m) 。 冒落带高度:缓倾斜煤层 hm=k.M 式中 M----开采煤层厚度,m; k----冒落倍数,硬岩 4~5,中硬 3~4,软岩 1~2 煤层 缓倾斜煤层 急倾斜煤层 上邻近层/m 120 60 下邻近层/m 80 30

(2)钻场位置 原则:孔短,抽放瓦斯量多。 ?位于工作面进回风巷。 风巷优点:孔短,易打入卸压带,抽放量大。可预防工作面上隅角瓦斯。 缺点:打钻时,供电、供水、通风困难。

位于层间巷道

3)钻孔参数 I)钻孔间距

l
d

ls

现场试验确定。 始抽距离:----开采层工作面,在邻近层的投影线接近钻孔或超过钻孔一 定距离(ld)时钻孔流量时显增加,即可开始抽放,这一距离称为始抽距离。 停抽距离: ----随着工作面不断向前推进,邻近层瓦斯含量降低,煤层透 气性恢复,流量明显下降,可以停止抽放,此距离即为停抽距离(ls) Ⅱ)终孔层位 决定于上、下邻近层层数及层间距。 单一邻近层,终孔于该层顶(底)板 1 ~2 m。 多邻近层,层间距小于 30m 内的邻近层,且各层间距不大于 10m 时;或层 间距大于 30m 内的邻近层,且各层间距不大于 15m 时,可用一孔穿透全层。 若有远有近,则分别打钻抽放。 Ⅲ) 钻孔角度 原则:进入采动影响区,不穿过冒落带。 Ⅳ)孔径 影响不大,75~100mm

Ⅴ)抽放时间
T? L V

式中

L----孔间距 , m V----工作面推进速度,m/d。 Ⅵ)抽放负压:6.7 ~ 13.3 kPa 主要参数: 钻场位臵 钻场位置应根据邻近层的层位、倾角、开拓方式以及施工方便等因素确定, 要求能用最短的钻孔,抽出最多的瓦斯,主要有下列几种: 1)、钻场位于开采煤层的运输平巷内 2)、钻场位于开采煤层的回风巷内。 3)、钻场位于层间岩巷内 4)、钻场位于开采煤层顶板,向裂隙带打平行于煤层的长钻孔 5)、混合钻场,上述方式的混合布置。 钻场或钻孔的间距 邻近层抽放瓦斯的的上限与下限距离,应通过实际观测,按上述三带的高 度来确定。上邻近层取冒落带高度为下限距离,裂隙带的高度为上限距离。下 邻近层不存在冒落带,所以不考虑上部边界,至于下部边界,一般不超过60~ 80m。 钻孔角度 钻孔角度指它的倾角(钻孔与水平线的夹角)和偏角(钻孔水平投影线和煤 层走向或倾向的夹角) 。 钻孔进入的层位 (1) 倍采高以内的邻近层, 30 且各邻近层间的间距小于 10m; (2)30 倍采高以外的邻近层,且 互相间的距离小于 15~20m。 否则 应向瓦斯涌出量大的各层分别打钻 孔径和抽放负压

与开采煤层抽放不同,孔径对瓦斯抽出量影响不大,多数矿井采用57~ 75mm孔径。同样抽放负压增加到一定数值后,也不可能再提高抽放效果,我国 一般为几kPa(几十mmHg),国外多为13.3~26,6KPa(100~200mmHg)。 (四)、采空区抽放 采空区瓦斯抽放可分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放 又可分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半 封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道(如鸡西矿务局城子河煤 矿),在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻,同时封闭采空区入口,以抽放下 部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。抽放的采空区可以是一个采煤工作面 (如松藻矿务局打通二矿), 或一两个采区的局部范围(如天府矿务局磨心坡煤矿), 也可以是一个水平结束后的大范围抽放(如中梁山矿务局)。 采空区抽放目的: (1)减少瓦斯涌出,防止工作面回风及上隅角集聚; (2)抽出瓦斯进行利用。 1、向工作面冒落拱顶部打钻抽放

2、从开采煤层顶板专用巷道打钻

3、回风巷密闭墙插管抽放

4、老空区抽放 特点:瓦斯压力小,瓦斯量有限,瓦斯浓度不高,易漏气。 要求:低负压、小流量、勤检查。 (五)、围岩瓦斯抽放 煤层围岩裂隙和溶洞中存在的高压瓦斯会对岩巷掘进构成瓦斯喷出或突出 危险。为了施工安全,可超前向岩巷两侧或掘进工作面前方的溶洞裂隙带打钻, 进行瓦斯抽放(如广旺矿务局唐家河煤矿)。 三 、瓦斯抽放设备 抽放瓦斯的设备主要有钻机、封孔装置、管道、瓦斯泵、安全装置和检测 仪表。钻机根据钻孔深度选择,可用专用于打抽放钻孔的钻机(装有排放瓦斯 装置),也可以用一般钻机。钻孔打好后,将孔口段直径扩大到100~120mm, 插入直径70~80mm的钢管,用水泥砂浆封孔,也可以用胶圈封孔器或聚胺脂封 孔。 封口深度视孔口附近围岩性质而定, 围岩坚固时2~3m, 围岩松软时6~7m, 甚至10m左右。封孔后,必须在抽放前用弯管、自动放水器、流量计、铠装软管 (或抗静电塑料软管)、闸门等将钻孔与抽放管路连接起来, 1、抽放瓦斯的管道 一般用钢管或铸铁管。管道直径是决定抽放投资和抽放效果的重要因素之 一。管道直径D(m)应根据预计的抽出量,用下式计算:

D=[(4Qc)/(60π v)]1/2
式中; Qc --- 管内气体流量,m3/min; v ---- 管内气体流速,m/s;

(2-14)

管内瓦斯流速V:5m/s<V<20m/s,一般取V=10~15m/s。这样才能使选择的 管径有足够的通过能力和较低的阻力。大多数矿井抽放瓦斯的管道内径为:采 区的100mm~150mm, 大巷的150mm~300mm, 井筒和地面的200mm~400mm。

管道铺设路线选定后,进行管道总阻力的计算,用来选择瓦斯泵。管道阻 力计算方法和通风设计时计算矿井总阻力一样,即选择阻力最大的一路管道, 分别计算各段的摩擦阻力和局部阻力,累加起来即为整个系统的总阻力。 摩擦阻力hf (Pa)可用下式计算: hf=(1-0.00446C)LQc2/kD5 式中:L---管道的长度, m; D---管径 cm;

Qc--管内混合气体(瓦斯与空气)的流量), m3/h k---系数 见表(2-13)

C---混合气体中的瓦斯浓度。 表2-13 管径 cm k 3.2 0.05 4.0 5.0 7.0 8.0 10.0 12.5 0.068 15.0 0.071 >15.0 0.072

0.051 0.053 0.056 0.058 0.063

局部阻力一般不进行个别计算,而是以管道总摩擦阻力的10%~20%作为 局部阻力。 管道的总阻力hR-为:

hR ? (1.1~1.2)? h fi
式中 hf--i 段管道的摩擦阻力,Pa。 2 瓦斯泵 常用的瓦斯泵有,水环式真空泵、离心式鼓风机和回转式鼓风机。 水环式真空泵的特点是真空度高、负压大、流量小、安全性好(工作室内充 满介质,不会发生瓦斯爆炸)。适用于抽出量不大,要求抽放负压高的矿井。 离心式鼓风机适用于瓦斯抽出量大 (20~1200m3/min) 管道阻力不高 , (4~ 5kPa)的抽放情况下。 回转式鼓风机的特点是,管道阻力变化时,风机的流量几乎不变,所以供 气均匀,效率高。缺点是噪音大,检修复杂。 3、流量计

为了全面掌握与管理井下瓦斯抽放情况,需要在总管、支管和各个钻场内安 设测定瓦斯流量的流量计。目前井下一般采用孔板流量计,如图(9-7-11)所示。 孔板两端静压差?h(可用水柱计测出)与流过孔板的气体流量有如下关系式: Q=9.7?10-4?K{h?P/[0.716?C +1.293(1-C)]}1/2 (2-15)

式中 Q--温度为20℃,压力为101.3Pa时的混合气体流量,m3/min; h--孔板两端静压差,Pa; P--孔板出口端绝对静压,Pa; C--瓦斯浓度,%; K--孔板流量系数,K=Kt?c?Sk?60 C1--流速收缩系数,取0.65; Kt--孔板系数(加工精度好时取1); Sk--孔板孔口面积,m2; 4、其它装置 1)放水器 为了及时放出管道内的积水,以免堵塞管道。在钻孔附近和管 (m2.5/min)

路系统中都要安装放水器。 最简单的放水器为“U”形管自动放水器当U型管内积 水超过开口端的管长时,水就自动流出。这种放水器多用于钻孔附近,管的有 效高度必须大于安装地点的管道内负压。人工放水器,正常抽放时打开放水器 的1号阀门,关团2号和3号阀门,管道里的水流入水箱。放水时,关闭1号阀门, 打开2号和3号阀门将水放出。 2)防爆、防回火装置 抽放系统正常工作状态遭到破坏,管内瓦斯浓度降低时,遇到火源瓦斯就 有可能燃烧或爆炸。为了防止火焰沿管道传播,正常抽放时,瓦斯由进气口进入, 经水封器由出口排出。管内发生瓦斯燃烧或爆炸时,火焰被水隔断、熄灭、爆 炸波将防爆盖冲破而释放于大气中。 防回火网多由4~6层导热性能好而不易生锈的铜网构成,网孔约0.5mm 《规程》规定,利用瓦斯时,抽出瓦斯中的瓦斯浓度不得低于30%;不利用 瓦斯时,用干式抽气设备,瓦斯浓度不得低于25%。 抽出的瓦斯,可以按其浓度的不同,合理地加以利用:浓度为35~40%时,

主要用作工业、民用燃料;浓度50%以上的瓦斯可以用作化工原料,如制造炭黑 和甲醛。抚顺、阳泉、天府、中梁山和淮南等局矿都已建厂生产。


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