瓦斯培训教材(1018)课件.ppt

1、矿井瓦斯灾害防治矿井防突灾害治理事故案例分析 一、瓦斯的性质一、瓦斯的性质 瓦斯是煤矿生产过程中，从煤、岩内涌出的以甲烷为主的各种有害气体的总称。它含有甲烷、二氧化碳、氮和数量不等的重烃以及微量的稀有气体等，但主要以甲烷为主。瓦斯是一种无色、无味的气体，空气的相对密度为0.554。由于比空气轻，故经常积聚在巷道的顶部、上山掘进工作面及顶板冒落的空洞中。1 瓦斯在煤体内存在状态瓦斯在煤体内存在状态 游离状态：游离状态：这种状态的瓦斯以自由气体存在，呈现出压力并服从自由气体定律，存在于煤体或围岩的裂隙和较大孔隙内，游离瓦斯量的大小与贮存空间的容积和瓦斯压力成正比，与温度成反比。吸附状态：吸附状态：

2、瓦斯主要吸附在煤的微孔表面上（吸着瓦斯）和煤的微粒结构内部（吸收瓦斯），吸着状态是在孔隙表面的固体分子引力作用下，瓦斯分子被紧密地吸附于孔隙表面上，形成很薄的吸附层。2 瓦斯的特性瓦斯的特性 具有扩散性 窒息性 燃烧和爆炸性 3 瓦斯的危害瓦斯的危害 爆炸性、燃烧性、窒息性、煤与瓦斯突出。二、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出二、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出 煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出是煤矿采掘过程中发生的一种煤（岩）和瓦斯（二氧化碳）的突然运动，在很短的时间内，在煤体内部应力及瓦斯压力的共同作用下，从煤(岩)壁内部向采掘空间突然喷出煤(岩)和瓦斯（二氧化碳）的现象，简称突出。煤(岩)与瓦斯

3、突出是一种伴有声响和猛烈力能效应的动力现象，它能摧毁井巷设施、破坏矿井通风系统，使井巷充满瓦斯和煤（岩）抛出物，能造成人员窒息、煤层埋人，甚至可能引起瓦斯爆炸与火灾事故，因此它是煤矿最严重的灾害之一。三、预防瓦斯爆炸的措施三、预防瓦斯爆炸的措施 1、容易发生瓦斯爆炸的地点、容易发生瓦斯爆炸的地点：掘进工作面、采煤工作面上隅角及其它容易造成局部瓦斯积聚的地点等。2、引起瓦斯爆炸的主要原因、引起瓦斯爆炸的主要原因：一是瓦斯积聚；二是引爆火源；三是管理失误。3、预防瓦斯爆炸的措施、预防瓦斯爆炸的措施 3.1 加强通风管理，建立加强通风管理，建立“系统合理、设施完好、系统合理、设施完好、风量充足、风流

4、稳定风量充足、风流稳定”的通风系统，确保的通风系统，确保“通风通风可靠可靠”“通风可靠、抽采达标、监测有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的二十四字煤矿瓦斯防治体第，首先提到的就是通风可靠，可见其在“一通三防”工作中的重要地位，是瓦斯治理基础和基本要求。“通风可靠”的要求是：系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定。其中“系统合理、设施完好”是条件，“风量充足、风流稳定”是结果。3.2 构建构建“责任明确、制度完善、执行有力、监督严格责任明确、制度完善、执行有力、监督严格”的管理机制，的管理机制，确保确保“管理到位管理到位”一是严格执行采煤工作面瓦斯治理验收制度。在进行采掘工作面设计时，必须同时

5、设计瓦斯治理工程，并先于或同时施工；瓦斯治理工程未完工，工作面不准生产。二是严格瓦斯管理。坚持“瓦斯管理要有把握、留有余地”的原则，规定采掘工作面、回风流瓦斯报警值、断电值均设置为0.8%，生产过程中若瓦斯浓度达到或超过0.8%，必须停止作业、切断电源、撤出人员，采取措施进行处理，并责成有关部门查找原因。三是制定瓦斯治理与综合利用考核管理奖惩办法，规定各级管理人员的瓦斯治理与利用责任制，对抽采效果达标的矿井及管理人员实施奖励，效果达不到要求或出现“一通三防”事故的单位，视为考核指标未完成，分别对单位及管理人员进行处罚。四是建立瓦斯治理工作体系建设例会制度，重点解决瓦斯治理工作中存在的隐患和所需

6、的人、财、物，部署下一步的工作。五是在贯彻煤矿安全规程和上级有关“一通三防”方面规定、要求的基础上，制定巷道贯通、瓦斯排放、瓦斯抽采、监测监控、防治煤与瓦斯突出、“一通三防”事故隐患排查和整改责任落实制度、瓦斯超限分析及隐患跟踪管理制度等管理制度，使“一通三防”管理工作制度化、标准化、规范化。六是建立瓦斯超限报告和应急处置制度。井下一旦发生瓦斯超限，不论什么时间，严格按要求逐级汇报。七是加强职工培训，努力提高职工队伍的整体素质。培训要以服务职工全面发展为宗旨，以提升职工的价值为原则。牢固树立以人为本的培训价值理念，牢固树立严格遵循培训原则的培训运作理念，牢固树立最优化的培训效率理念。3.3加强

7、监控系统管理。实现加强监控系统管理。实现“装备齐全、装备齐全、数据准确、断电可靠、处置迅速数据准确、断电可靠、处置迅速”了确保了确保“监控有效监控有效”。3.4 强化瓦斯治理，防范瓦斯积聚。强化瓦斯治理，防范瓦斯积聚。3.5 防范火源的产生防范火源的产生 3.5.1防范内因火源的产生：一是避免留设煤柱；二是加快采煤工作面推进度；三是防止漏（冒顶）；四是加强日常监测、分析和管理等。3.5.2防范外因火源的产生：一是防止明火。严格执行煤矿安全规程相关规定；二是加强放炮管理，防止放炮火源的产生；三是加强机电设备和电器设备的管理，杜绝电器火源的产生；四是加强机械设备的管理，杜绝摩擦火源的产生等。第二部

8、分第二部分 矿井瓦斯涌出预测矿井瓦斯涌出预测 一、瓦斯涌出形式：一、瓦斯涌出形式：瓦斯涌出形式分为：瓦斯涌出形式分为：普通涌出和特殊涌出。普通涌出：普通涌出：瓦斯从采落的煤及煤层、岩石的爆露面上，通过细小的孔隙缓慢而长时间的涌出。特殊涌出：特殊涌出：煤层或岩层中含有大量的瓦斯，采掘时，这些瓦斯会在极短时间内、突然的、大量的涌出，有时还伴有煤粉、煤块、岩块，瓦斯的这种涌出形式叫特殊涌出。二、瓦斯涌出量：二、瓦斯涌出量：绝对瓦斯涌出量：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 相对瓦斯涌出量：相对瓦斯涌出量：平均日产1吨煤所涌出的瓦斯纯量，单位是 m3/t 三、影响矿井

9、瓦斯涌出量的主要因素三、影响矿井瓦斯涌出量的主要因素 1 煤层和围岩的瓦斯含量（主要因素）2 开采规模 3 开采顺序与开采方法 4 地面大气压的变化 四、矿井瓦斯涌出量预测方法四、矿井瓦斯涌出量预测方法 分源计算法、统计法、煤层瓦斯含量法等三种。分源预测法：根据时间和地点的不同，分成数个向矿井涌出的瓦斯源，在分别对这些瓦斯涌出源进行预测的基础上得出矿井瓦斯涌出量的方法。矿山统计法：根据本矿井或邻近矿井不同深度已采水平的相对瓦斯涌出量的实测瓦斯涌出资料，通过统计分析，得出相对瓦斯涌出量随深度增长的规律，预测相邻矿井或延深水平瓦斯涌出量。煤层瓦斯含量法：按照煤层瓦斯含量与采后煤炭残余瓦斯含量计算相

10、对瓦斯涌出量。1分源预测法预测矿井瓦斯涌出量分源预测法预测矿井瓦斯涌出量 1.1 矿井瓦斯涌出量构成关系矿井瓦斯涌出量构成关系 矿井瓦斯涌出量构成关系如图1所示。其计算步骤：由下部开始分别计算开采层、邻近层、掘进工作面煤壁与落煤的瓦斯涌出量，然后向上按顺序计算出采煤工作面和掘进工作面的瓦斯涌出量，可得出生产采区瓦斯涌出量。生产采区瓦斯出量与已采采空区瓦斯涌出量之各即为矿井瓦斯涌出量。1.1.1 回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量预测 回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为一个预测圆班，采用式(1)计算。q采q1+q2 (1)式中 q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/

11、t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。开采层和邻近层相对瓦斯涌出量计算方法见附录A。1.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量计算用绝对瓦斯涌出量表达，采用式(2)计算。q掘q3+q4 (2)式中 q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。掘进工作面巷道煤壁和落煤瓦斯涌出量计算方法见附录B。1.1.3 生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量 生产采区瓦斯涌出量采用式(3)计算。(3)式中 q区生产采区相对瓦斯涌出量，m

12、3/t；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，如无实测值可参照附录D选取；q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个回采工作面的日产量，t；q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Ao生产采区平均日产量，t。1.1.4 矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量采用式(4)计算。(4)式中 q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Aoi第i个生产采区平均日产量，t；K已采采空区瓦斯涌出系数，如无实测值可参照附录D选取。1.1.6 瓦斯不均衡性涌出瓦斯不均衡性涌出 考虑各区域瓦斯涌出的不均衡性，利用分源预测法预测的各区域的瓦斯涌出量

13、需乘以瓦斯涌出不均衡系数Kn，如无实测值可参照附录D选取。2 矿山统计法矿山统计法 2.1 矿井相对瓦斯涌出量与开采深度的关系由式(5)表示。(5)式中 q矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；H开采深度，m；H0瓦斯风化带深度，m；相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度，m/(m3t-1)。说明：（1）值确定。1)当有瓦斯风化带以下两个水平的实际相对瓦斯涌出量资料时，值由式(6)确定。(6)式中 H2瓦斯带内2水平的开采深度，m；H1瓦斯带内1水平的开采深度，m；q2在H2深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t；q1在H1深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t。2)当有瓦斯风化带以下多个水平的实际相对瓦斯涌

14、出量资料时，的加权平均值由式(7)确定。式中 Hi第i个水平的开采深度，m；qi第i个水平的相对瓦斯涌出量，m3/t；n统计的开采水平个数。（2）H0的确定。1)H0可由式(8)确定。H0=H1-(q1-2)(8)式中符号同前。（2）H0的确定。1)H0可由式(8)确定。H0=H1-(q1-2)(8)式中符号同前。2)根据实测煤层瓦斯基本参数确定,瓦斯风化带的下部边界可参照下列条件确定：甲烷及重烃的浓度之和占气体组分的80(按体积)；瓦斯压力P=0.10.15MPa；相对瓦斯涌出量qCH4=23 m3/t；煤层的瓦斯含量：W=1.01.5 m3/t.r(长焰煤)；W=1.52.0 m3/t.r

15、(气煤)；W=2.02.5 m3/t.r(肥、焦煤)；W=2.53.0 m3/t.r(瘦煤)；W=3.04.0 m3/t.r(贫煤)；W=5.07.0 m3/t.r(无烟煤)2.2 注意的几个问题注意的几个问题（1）采用矿山统计法必须具备所要预测的矿井或采区煤层开采顺序、采煤方法、顶板管理、地质构造、煤层赋存、煤质等与生产矿井或生产区域相同或类似的条件。（2）矿山统计法预测瓦斯涌出量外推范围沿垂深不超过200m，沿煤层倾斜方向不超过600m。（3）当矿井相对瓦斯涌出量与开采深度之间不呈线性关系时，即值不是常数时，应首先根据实测资料确定值与开采深度的变化规律，然后再进行预测。第三部分第三部分 瓦

16、斯防治技术瓦斯防治技术 1 瓦斯防治理念 坚持以科学发展观统领全局，坚持以人为本，牢固树立“瓦斯不治，矿无宁日”的思想和“煤矿瓦斯事故是可以预防和避免的”、“治理瓦斯是解放生产力、治好瓦斯是发展生产力”、增强“一先进三保护”（发展先进生产力，保护生命，保护资源，保护环境）、“瓦斯超限就是事故”的理念，的意识，实施煤矿瓦斯抽采的“生命工程”和“资源工程”，“煤与瓦斯共采、治理与利用”并重，坚持“高投入、高素质、强技术、严管理、重利用”的瓦斯综合治理措施，以“区域治理为主，局部治理为辅”、“以抽采为主、以风排为辅”的瓦斯治理综合战略。2瓦斯抽采方法 图 图 图 3 坚持综合治理，构建高效有力的瓦斯

17、防治体系 在瓦斯防治工作中应强化“四个综合”，即：人才和投入的综合，技术和管理的综合，装备和培训的综合，抽采和利用的综合。坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理十二字方针，坚持多措施并举、实现综合抽采，以全面落实“抽采达标”和“两个四位一体”防突措施为抓手，构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的煤矿瓦斯综合治理与利用工作体系。3.1 采煤工作面瓦斯防治技术 主要有开采保护层、合理的通风方式（如“Y”型通风、“U+L”型通风等）、地面钻孔抽采、顶（底）板穿层钻孔抽采、本煤层钻孔抽采、邻近层卸压抽采、顶板高位专用巷道抽采、顶板高位走向大直径钻孔抽采、采空区留管

18、抽采等抽采等技术。图 图 图3-1 瓦斯抽采方法示意图 3.1.1坚持开采保护层 通过多年的实践经验，开采保护层是区域性瓦斯治理最经济、最有效的手段。因此，我们牢固树立开采保护层就是解放生产力，开采保护层就是发展安全生产力的理念。合理调整生产布局，坚定不移地开采保护层，坚决杜绝怕麻烦、怕产量受影响的观念。保护层开采工作面瓦斯治理模式详见附图 图3-1-1 保护层开采工作面瓦斯治理模式 3.1.2顶板高位钻孔（水平长钻孔）抽采技顶板高位钻孔（水平长钻孔）抽采技术在术在矿矿13617综采工作面的应用综采工作面的应用（一）工作面高位钻场及钻孔的布置（一）工作面高位钻场及钻孔的布置 在工作面回风巷每隔

19、80m布置一个顶板高位钻场，每个高位钻场施工6至15个走向长钻孔，钻孔孔径为94mm213mm不等，钻孔个数主要根据钻孔直确定，钻孔位置应控制在顶板垮落后的裂隙带内。顶板高位钻孔参数的确定：钻孔数量的确定：拟以直径为350mm的瓦斯管截面积为标准，施工钻孔孔径所对应的截面积之和应大于或等于直径为350mm瓦斯管的截面积。具体公式如下：S350S1钻孔+S2钻孔+-+Sn钻孔 其中：S350为直径为350mm瓦斯管的截面积 Sn钻孔为所施工钻孔的截面积 顶板高位钻孔位置的确定：根据该工作面的采高、煤层顶板和倾角等情况，计算出该工作面裂隙带的高度为10-20米。因此，将顶板高位孔布置在岩层中，与煤

20、层顶板的法向距离为18米，与回风巷的平距为15-20米，使顶板高位钻孔的终孔位置完全处于顶板垮落后的裂隙带内。为了保证钻场与钻场之间的顶板高位钻孔能够连续抽出高浓度的瓦斯，因此，下一钻场的高位钻孔应超出上一钻场10米以上的距离 高位钻场的布置 高位钻场的布置应考虑钻场及抽放钻孔的施工方便及抽放效果等。结合实际情况，该工作面高位钻场布置在与工作面回风巷的水平投影距离为20m，与煤层的法向距离为15-20米。高位钻场及钻孔的布置见下图3-8。图3-1-6 高位钻场及钻孔布置图TT高位钻孔高位钻孔80m阀门瓦斯管密闭 注意事项：注意事项：（1）合理布置顶板高位钻场及高位钻孔的位置，使顶板高位钻孔处在

21、顶板垮落后的裂隙带内。（2）为保证下一钻场与上一钻场的合理衔接，下一钻场的高位钻孔的终孔位置应超过上一钻场适当位置。3.1.3 底板穿层钻孔预抽技术在底板穿层钻孔预抽技术在矿矿14111综采工作面的应用综采工作面的应用（一）运输巷底板穿层钻孔抽采 根据采面实际情况，为解决回采期间的底板瓦斯问题，从14111运输巷每隔20m施工一个钻场，每个钻场沿1#层底板布置扇型钻孔进行截流抽采底板瓦斯。图#12345运输巷底板穿层钻孔布置剖面图（2）回风巷底板钻孔抽采 在14111回风巷从切眼往外回风巷50m开始每隔50m施工一个钻场，每个钻场向采面方向底板布置2排5个直径为200mm的钻孔截流抽采底板瓦斯

22、。图 3.1.4交叉钻孔顺层抽采交叉钻孔顺层抽采 3.2 煤巷掘进工作面防突及瓦斯防治技术 3.2.1 回风巷掘进 一般采用沿空掘巷或沿空留巷。将回风巷布置在上区段开采后的卸压范围内，能够有效地解决掘进过程中的防突及瓦斯涌出问题。3.2.2运输巷掘进 区域防突措施：一般采用开采保护层和地面井预抽煤层瓦斯以及井下穿层钻孔或顺层钻孔（巷道两帮钻场预抽和工作面预抽）预抽区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。钻孔控制范围：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少1

23、0m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。预抽要求：瓦斯钻孔封堵必须严密，穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m；应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定，钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa （1）底板岩巷条带穿层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施 顶板岩巷条带穿层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施15米15米顺层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施18206240202020 局部防突措施：优先选用超前钻孔（包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放孔）、松动爆破、水力冲孔

24、、水力疏松等措施。煤巷掘进工作面遇断层等地质构造将煤层断失，按照石门揭煤的有关规定执行。3.3 石门揭煤工作面防突及瓦斯防治技术 区域防突措施：石门（含立、斜井等）揭煤一般采用穿层或顺层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施。穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前

25、距15m(平面、剖面图如下)。局部防突措施：预抽瓦斯、排放钻孔、水力冲孔（立井揭煤除外）、金属骨架、煤体固化或其它经试验证明有效的措施。20000200001500015000655165515#煤及底板煤线2.8米米7000附附 录录 A开采层和邻近层瓦斯涌出量计算方法开采层和邻近层瓦斯涌出量计算方法A.1 开采层瓦斯涌出量A.1.1 薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量可由式(A.1)计算。式中：q1开采层相对瓦斯涌出量，m。t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.11.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板

26、K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，如无实测值可按参照附录D选取；m开采层厚度，m；M工作面采高，m；W0煤层原始瓦斯含量，m3t，参照附录C选取；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3t，如无实测值可参照附录C选取。A.1.2 厚煤层分层开采时，开采层瓦斯涌出量计算采用式(A.2)计算。式中：Kf取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，如无实测值可按参照附录D选取；其他符号意义同前。A.2 邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出量采用式(A.3)计算。式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，

27、m3t；mi第i个邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；i第i个邻近层瓦斯排放率，%，如无实测值可参照附录D选取；W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3t，如无实测值可参照开采层选取；Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3t，如无实测值可参照开采层选取。附附 录录 B掘进工作面煤壁和落煤瓦斯涌出量计算方法掘进工作面煤壁和落煤瓦斯涌出量计算方法B.1 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量掘进巷道煤壁瓦斯涌出量采用式(B.1)计算。式中：q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3min；D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2mo，mo为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高

28、度及宽度；巷道平均掘进速度，mmin；L巷道长度，m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3(m2min)，如无实测值可参考式(B.2)计算。式中：q0巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3(m2min)：Vr煤中挥发分含量，；W0煤层原始瓦斯含量，m3t，参照附录C选取。B.2 掘进落煤的瓦斯涌出量掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用式(B.3)计算。式中：q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3min：S掘进巷道断面积，m2；巷道平均掘进速度，mmin；煤的密度，tm3；W0煤层原始瓦斯含量，m3t，参照附录C选取；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3t，如无实测值可按参照附录C选取。附录附录C煤层原始瓦斯含量和残存瓦斯含

29、量的选定煤层原始瓦斯含量和残存瓦斯含量的选定 C.1 煤层瓦斯含量值是分源预测矿井瓦斯涌出量的核心参数，因此要求瓦斯含量测值尽可能接近真值。C.2 煤层原始瓦斯含量的测定与计算可采用直接法（地勘钻孔解吸法）进行测定与计算，参见煤层气测定方法（解吸法）（MT/T7794）。C.3 地勘钻孔解吸法测定煤层瓦斯含量时，当钻孔深度小于500m时，按MT/T7794标准测定瓦斯含量；当钻孔深度500m1000m或煤的解吸性能很强时，测定值必须进行校正。C.4 直接法测定的煤层瓦斯含量应与邻近生产矿井和已生产水平井下钻孔解吸法或间接法测定的瓦斯含量对比。C.5 煤的残存瓦斯含量Wc。高变质煤瓦斯含量10m

30、3/t.r和低变质煤的Wc值可按表C.1选取；瓦斯含量10m3/t.r的高变质煤的Wc值可按式（C.1）选取。瓦斯含量10m3/t.r的高变质煤的Wc按式（C.1）计算。式中：Wc煤层残存瓦斯含量，m3/t.r；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t.r。附录附录D分源预测法各种系数的确定分源预测法各种系数的确定D.1 采面巷道预排瓦斯影响系数K3采用长壁后退式回采时，K3按式（D.1）计算。K3=（L-2h）/L（D.1）采用长壁前进式回采时，如上部相邻工作面已采，则K3=1；上部相邻工作面未采，K3按式（D.2）计算。式中：L工作面长度，m；h掘进巷道预排等值宽度，m，如无实测值可按表D.1取值；

31、b巷道宽度，m。D.2 分层开采第i分层瓦斯涌出量系数Kfi 分层（两层或三层）开采时，Kfi按表D.2取值；分层（四层）开采时，Kfi值按表D.3取值。表表D.2 分层（两层或三层）开采分层（两层或三层）开采Kfi值值分层（两层或三层）开采分层（四层）开采Kf1 Kf2 Kf1 Kf2 Kf3 1.504 0.496 1.820 0.692 0.488 表表D.3 分层（四层）开采分层（四层）开采Kfi值值 D.3 邻近层受采动影响瓦斯排放率Ki当邻近层位于冒落带中时，Ki=1。当采高小于4.5m时，Ki按式（D.3）计算或按图D.1选取。式中：hi第i邻近层与开采层垂直距离，m；hp受采动

32、影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。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。图图D.1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线 开采层顶、底板的破坏影响范围hp按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程中附录六的方法计算。当采高大于4.5m时，Ki按式（D.4）计算。式中：hi第i邻近层与开采层垂直距离，m；M工作面采高，m。L工作面长度，m。D.4 采空区瓦斯涌出系数K、K采空区瓦斯涌出系数K、K按表D.4选取。案例 1 贵州省毕节地区纳雍县群力煤矿临时水仓掘进工作面煤与瓦斯突出事故 1、事故

33、概况 2007年11月8日13时43分，贵州省毕节地区纳雍县群力煤矿临时水仓掘进工作面发生煤与瓦斯突出事故，造成35人死亡。矿井可采煤层为2、5、6号煤层，平均厚度分别为1.56m、3.33m和1.66m，煤层均为无烟煤。煤尘无爆炸危险性，煤层为不易自燃煤层。图（3）出现过炮后瓦斯异常及喷孔等突出预兆。瓦斯量37283m3，瓦斯逆流波及全矿井；突出点垂深331m；突出点处于地质构造带；突出点处于地质构造带，构造煤发育贵州省毕节地区织金县珠藏镇宏源煤矿发生一起较大煤与瓦斯突出事故 1、事故概况 2009年2月13日1时36分，贵州省毕节地区织金县珠藏镇宏源煤矿发生一起较大煤与瓦斯突出事故，造成8

34、人死亡。该矿井范围内有可采煤层七层，煤层编号分别为6#、7#、16#、21#、23#、27#、34#，煤层厚度依次为2.09m、1.09m、2.41m、1.75m、1.45m、1.23m、0.92m。煤层倾角为9-22，现开采16#煤层。16#煤层自燃倾向性等级鉴定结果为三类（不易自燃），煤尘无爆炸危险性；其余各煤层均未做自燃倾向性等级鉴定和煤尘爆炸危险性鉴定。2、事故直接原因分析 本次事故的直接原因是：1166工作面运输顺槽上巷自开口40m处、下巷自开口35m处曾经发生过煤与瓦斯突出，并均发生在小断层处，煤层具有煤与瓦斯突出危险性；突出点处于复杂的地质构造带，放炮后瓦斯浓度异常增高，“四位一

35、体”综合防突措施严重不到位，违章掘进放炮诱发了煤与瓦斯突出。2、事故直接原因分析 防突风门施工质量差，抗灾变抗冲击能力差，防突风门上部留有0.6m2电缆通道口，两路风筒穿过防突风门，未采取防止风筒破坏后瓦斯逆流的措施，煤与瓦斯突出动力破坏防突风门及风筒，大量瓦斯逆流至主斜井，致使多名人员伤亡，导致了较大煤与瓦斯突出事故。3、事故教训（1）该矿安全认识严重不到位。据调查，1164工作面掘进过程中曾发生过煤与瓦斯突出动力现象；2007年1166工作面运输顺槽上巷自开口40m处、下巷自开口35m处，掘进过程中曾经发生过煤与瓦斯突出，突出强度均为100t，瓦斯涌出量均为5000m2，并均发生在小断层处

36、；3、事故教训 16#煤层瓦斯含量达34.84m2/t，瓦斯压力达1.05MPa；煤层具有煤与瓦斯突出危险性。煤矿未规定进行鉴定和报告工作，也未要求成立相应的防突机构，未编制矿井防突设计。编制的煤与瓦斯突出“四位一体”的综合防突措施严重不落实，未进行预测预报、有效的消突措施和效果检验，未设置压风自救系统和避难硐室.3、事故教训（2）该矿未认真开展瓦斯地质工作。针对16#煤层遇断层构造曾发生煤与瓦斯突出的情况，邻近的1164工作面遇断层地质构造带，1166工作面运输顺槽上巷、下巷遇地质变化，炮后瓦斯浓度异常等，未建立相应的瓦斯地质分析档案资料。在未采取预测预报、瓦斯预抽、效果检验及其它防突措施的

37、情况下，盲目掘进，致使放炮诱发突出。3、事故教训（3）该矿隐患排查治理不到位。2009年2月8日复工前未进行隐患排查，存在未采取预测预报、消突措施、效果检验下违章掘进安全隐患，遇地质变化，炮后瓦斯浓度异常等，不认真分析原因并采取针对性的措施，未排除突出威胁就盲目施工。3、事故教训（4）该矿防突通风安全设施不可靠。防突风门采用空心砖构筑，墙厚0.4m，施工质量差，防突风门上部留有0.6m2电缆通道口，两路风筒穿过防突风门，未采取防止风筒破坏后瓦斯逆流的隔断措施，抗灾变抗冲击能力差。监测监控室管理混乱，瓦斯传感器等缺乏及时维护，如1166运输顺槽工作面迎头瓦斯传感器损坏后没有维护。3、事故教训（5）从业人员安全生产知识、特别是防突安全知识培训不到位，自保互保能力和识别隐患能力差。在打眼时发现有钻孔喷煤粉、炮后瓦斯严重超限等突出预兆时，现场施工人员不立即采取停止工作、撤出人员的措施，继续放炮作业。放炮没有按要求撤至全风压通风的新鲜风流中或避难硐室里，实现远距离放炮。16#煤层瓦斯含量达34.84m2/t，瓦斯压力达1.05MPa；突出瓦斯量2.5万m3，瓦斯逆流波及全矿井深375m；突出点处于复杂的地质构造带，1166回风巷已有揭露，但未分析并上图；