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1、煤与瓦斯突出条件下开采技术浅析摘要：在系统回顾我国煤矿瓦斯综合治理技术发展，分析我国瓦斯综合治理现状的基础上，从科研、管理、培训、本质安全矿山建设等多视角，提出了今后煤矿瓦斯综合治理发展战略是转变观念，提高认识；建立健全矿井瓦斯抽放和监测监控两个系统；加大“先抽后采”力度；强化技术管理。亟待解决的关键技术工作是加大新技术、新工艺研究力度；加快科研成果向现实生产力转化；推进瓦斯综合治理示范工程建设；加强基础研究,推动瓦斯综合治理标准化建设。关键词：矿井瓦斯，瓦斯综合治理，先抽后采，发展战略0 引言 我国是世界上最大的产煤国,也是煤矿瓦斯灾害最严重的国家。2006年,全国煤矿产量23.25亿,t共
2、发生2945起事故,死亡4746人,是1976年以来煤矿事故死亡人数最少的一年,且杜绝了百人以上的特别重大事故。但瓦斯事故仍然多发, 2006年,共发生瓦斯事故327起,死亡1319人,分别占煤矿事故和死亡人数11.1%和27.8%;发生3-9人较大瓦斯事故128起,死亡600人,分别占54.0%和56.0%;发生10人以上重大瓦斯事故25起,死亡472人,分别占63.4%和64.1%。因此,瓦斯事故严重威胁煤矿安全开采,瓦斯治理已经成为制约我国煤矿健康发展的重大技术难题,做好瓦斯治理工作是落实科学发展观,建设和谐社会的重大政治任务。我国瓦斯治理技术经过50多年的努力,尤其是经过“六五”至“十
3、五”期间国家重点科技攻关,瓦斯防治技术取得了长足进步。在瓦斯抽放方面,国家安全生产监督管理总局和国家煤矿安全监察局先后提出“先抽后采、以风定产、监测监控”瓦斯治理十二字方针和“多措并举、应抽尽抽、抽放平衡”三项基本准则,国务院办公厅出台了关于加快煤层气(煤矿瓦斯)抽放利用的若干意见,国家发改委联合七部委、局出台了“煤矿瓦斯治理与利用实施意见”,国家安全生产监督管理总局及时颁布了“煤矿瓦斯抽放基本指标”和“矿井瓦斯抽放规范”等标准。国家的高度重视,使我国煤矿瓦斯抽放得到了前所未有的发展,目前国有重点煤矿的286处高瓦斯、高突矿井中,已有264处建立了抽放系统, 2006年抽放量达到26.14亿m
4、3,有10个企业抽放量超过1亿m3。在突出防治领域,已经形成了一整套的从预测、措施、措施效果检验到安全防护措施的“四位一体”综合防突技术体系,配套有一系列的预测方法、防突技术措施及其装备,防突工作贯穿于从地质勘探、新井建设、生产矿井新水平、新采区开拓延深,到工作面掘进和回采整个矿井建设、开采过程,取得了较好的防突效果。但是,我国瓦斯综合治理距煤矿安全生产的要求还有相当大的差距,煤矿瓦斯事故多发的不利局面有待根本扭转。1 绪论1.1 煤矿瓦斯事故概况煤炭是我国国民经济发展的基础能源，在工业生产领域，煤矿重大灾害危险源最多、安全隐患最大。煤与瓦斯突出，（简称突出）是一种极其复杂的动力现象，它是指煤
5、和瓦斯在极短的时间向巷道或工作面大量涌出的过程。表现为大量的煤体和瓦斯突然抛向巷道空问，造成设备损坏、人员伤亡、甚至引起瓦斯爆炸。这种动力现象发生时间短，煤和瓦斯向空间抛出或放散的速度快，发生突出后人员很难迅速反应并逃生，所以这种事故对、人员造成的威胁是非常严重的，是煤矿安全生产中的主要制约因素。自1834年法国鲁阿尔煤田依萨克矿井发生了世界上有记载的第一次突出至今，发生突出的国家有中国、前苏联、法国、波兰、日本和美国等20多个国家。据不完全统计发生突出的次数已超过3万次。其中世界上最大的一次突出发生在1969年7月13日前苏联顿巴斯矿区加加林矿井突出煤 14000t喷出瓦斯达 250万 m3
6、，截止1980年苏联开采突出危险煤层为 207 个，每年突出次数1015次。我国是世界上煤与瓦斯突出最严重的国家之一。目前约有 250对突出矿井，突出总次数在 2 万次左右，最大一次突出发生在 1975年8月8日天府矿务局三汇坝一矿主平硐。是在震动性放炮揭穿6号煤层时，发生突出，合计突出煤岩12780t瓦斯140万m3。伤亡最严重的一次是2005年2月14日15时，辽宁省阜新矿业集团有限责任公司孙家湾煤矿发生的共造成 214 人死亡，30人受伤的特别重大瓦斯爆炸事故，就是由瓦斯突出引起的。煤与瓦斯突出不仅给煤矿安全带来很大的威胁，同时对煤矿的安全生产造成很大的影响，煤与瓦斯突出严重地影响巷道掘
7、进速度和采煤工作面的推进速度，给矿井的采掘接替的正常衔接带来了很大的困难。同时由于突出的影响，使煤矿在安全装备上要有更多的投入，在突出防治措施上要花费更大的精力，同时要花费更多的人力和财力用于突出防治。由此可见，突出影响了煤矿的采掘速度，造成煤矿生产衔接紧张，降低煤炭产量，制约了煤矿的发展和经济效益的提高。随着煤与瓦斯突出事故的不断发生，人们对突出的认识也逐渐增强。各采煤国家投入了大量的人力物力，开展突出机理、预测及防治技术的研究，到目前为止，提出的关于突出机理的假说已有十几种，在一些方面取得了进展，但由于煤岩物理力学性质的非线性、岩体破坏形式的多样性和瓦斯赋存与运移过程的复杂性，对于突出的原
8、因、过程及一些细节还不十分明确，现场存在着相当一些特殊的突出现象也无法解释，问题还远远没有得到彻底解决。1.2 瓦斯事故防治对策在煤与瓦斯突出防治方面，我国已形成包括突出危险性预测、防治突出措施、防突措施效果检验、安全防护措施的“四位一体”综合防治体系。“四位一体”综合防突措施的总体思路是先进行突出预测，在预测有突出危险的地区采取防突措施，防突措施实施后进行效果检验，个体防护措施贯穿防突工作的整个过程。突出危险性预测是防治煤与瓦斯突出综合措施的第一步。突出危险性预测包括区域性预测和工作面预测。区域性预测又分为矿井、煤层、水平(或采区、区段)三个层次。“四位一体”的综合防突措施的意义在于：解决了
9、防突措施的盲日性。国内外开采实践表明，煤与瓦斯突出的发生呈区域性分布，而灾害发生区域只占整个开采区域的 8%12%。随着开采深度和开采强度的增加，发生突出的区域有增加的趋势。在突出煤层开采的过程中只有很小的区段才发生突出。随着突出预测水平的提高，把突出预测作为综合防突措施的第一个环节，其目的是确定突出危险区域和地点，使防突措施更加具有针对性。及时采取防突措施。既在预测有突出危险的区域采取防止突出措施，预防突出的发生。进行效果检验，确保防突措施有效。采取了防突措施后，是否消除了突出危险性，利用效果检验进一步核查，其可靠程度有了保障。最大限度地保障人的生命安全。但是在“四位一体”的综合防突措施的执
10、行过程中，由于受到突出预测技术水平的限制，在部分地区对煤炭的生产产生较大的影响。目前的突出预测方法是在多次现场实验中统计分析得出来的，缺乏突出机理的支撑，造成顶测方法和指标体系有所偏差，有接的结果就是预测临界值超标。过分强调预测非突出率必须达到100%，没有明确定义突出危险地点的标准，一味地强调在预测时降低预测指标的临界值以保证在任何诱导因素作用下都不突出，使预测指标的临界值过低，造成掘进时超标次数过多，人为地增加了防突措施的实施次数及工程量，影响掘进速度。再加上突出预测指标选择及临界值确定不准确以及某些关键性指标测试难以把握，造成了突出预测水平的缺陷，导致安全与生产之间的不协调，给煤矿的经济
11、效益造成了较大的影响。1.3 国内外研究现状及存在问题由于突出的复杂性及其对煤矿安全生产危害的严重性，世界各国对此都十分重视。中国、前苏联等国家都设立了防突专门委员会和研究机构 负责突出的研究工作。自二十世纪六十年代以来许多国家加强了突出研究的国际学术交流活动，曾多次召开突出国际讨论会，讨论煤岩和瓦斯突出机理及其预测预报。迄今为止国内外采用了对突出实例的统计分析、现场观测和实验室模拟等方法对煤和瓦斯突出机理开展了广泛的研究，从而提出了众多的假说。归纳起来可分为三类，第一类瓦斯作用说；第二类地应力作用说；第三类综合作用说。（1）瓦斯作用说这类假说认为煤内存储的高压瓦斯是突出中起主要作用的因素。在
12、这类假说中，瓦斯包说占重要地位，它认为在煤层中存在着瓦斯压力与瓦斯含量比临近区域高得多的煤窝即瓦斯包，其中煤松软孔隙与裂隙发育，它具有较大的存储瓦斯的能力，它被透气性差的煤所包围，存储着高压瓦斯。当巷道揭穿瓦斯包时，在瓦斯压力作用下，将松软的煤窝破碎并抛出形成突出。另一类瓦斯说认为，甲烷在煤中以不稳定的化合物形式存在，例如有多聚甲烷或结晶水化物存在或者煤可以自然地分解并放出大量瓦斯。当巷道揭开饱含不稳定化合物煤区时因温度上升或瓦斯压力下降促使它们急剧地分解放出大量瓦斯并夹带着煤喷出。（2）地应力作用说这类假说认为突出主要是高地应力作用的结果对于高地应力的构成有不同说法，一种认为除自重应力外还存
13、在着地质构造应力，当巷道接近存储构造应变能高的硬而厚的岩层时，后者将象弹簧一样地伸张，将煤破坏和粉碎，引起瓦斯剧烈涌出而形成突出。另一种认为，采掘工作面前方存在着应力集中，当弹性厚顶板悬顶过长或突然冒落时，可能产生附加的应力，在集中应力作用下煤发生破坏和破碎时会伴随大量瓦斯涌出而构成突出。（3）综合假说该学说认为突出是地应力、瓦斯和煤的力学性质等因素综合作用的结果。这一假说较全面地考虑了动力与阻力两个方面的因素，因而得到国内外学者的普遍承认。在综合假说的多种说法中又以苏联B.B.霍多特的能量假说影响最大。霍多特认为突出是煤的变形潜能 W 和瓦斯内能突然释放所引起的近工作面煤体的高速破碎并推断出
14、激发突出的三个条件可表述为如下三个公式：激发突出的第一条件是：对于回采 W+F+U对于掘进 WF+U对于石门揭煤 W+QF+U式中：W煤的变形潜能；顶板岩石的动能；Q煤内游离瓦斯所含的内能；F煤向巷道的移动功；U煤的破碎功。激发突出的第二条件是： VpVx其中：Vp煤的破碎速度；Vx煤裂隙中瓦斯压力下降速度，取决于煤的裂隙性。激发突出的第三条件，它要求在煤破碎完成之前瓦斯压力应保持在比已破煤的抛出阻力更大的水平上即式中：p瓦斯压力； m煤的质量； s煤破碎区段的横段面积； f煤沿某一表面移动时该面的摩擦系数； 煤沿某一表面移动时该面与水平面所成的倾角； g重力加速度； a为了把煤抛出必须给煤的
15、加速度，煤移动方向向上抛出时取正，反之取负。测试与计算表明，在瓦斯矿井激发突出的第二与第三条件实际上总是可以满足的，因此，能否满足第一条件便成为发生突出的主要而必需的条件。霍多特认为只有当煤中应力状态突然改变时，煤层可能产生高速破碎。下述原因可以引起煤中应力状态的突然改变：煤层中坚硬区段或坚硬包裹体的承载能力以脆性破坏形式消失；围岩作用于煤层的动载荷；放炮含震动放炮落煤时巷道迅速进入煤层；放炮揭开煤层。地应力与瓦斯压力在上述过程中起到本质作用，而煤和围岩构造的非匀质性是突出的最普遍原因1979年霍多特对上述假说又作了补充。煤体的破坏分为两类。第一类破坏是转变为临界状态的破坏。第二类破坏是煤体破
16、碎成煤块和煤粉。在自然条件下静态加载时只产生第一类破坏，第二类破坏必须具备其它条件，外部因素作用于煤层时若煤层本身的潜能转变为破坏功的速度大于临界状态的发展速度时则工作面附近的煤出现第二类破坏。1.4 专题研究内容在总结前人煤与瓦斯贮存与突出机理研究成果的基础上，建立煤与瓦斯的吸附态模型；研究矿井采掘工作面煤与瓦斯贮存与突出机理，总结煤与瓦斯突出条件下煤矿开采技术。2 煤与瓦斯突出机理2.1 煤中瓦斯赋存煤是由植物的遗体变成的。在地质历史上，植物遗体在沼泽中微生物的作用下首先形成泥炭。由于地壳的运动，生成的泥炭层下降，被泥沙所覆盖，随着覆盖层的加厚，泥炭层逐渐被压，在以温度和压力为主的物理化学
17、作用下，泥炭变成褐煤。在温度和压力的进一步作用下，褐煤又通过煤化变质作用形成烟煤和无烟煤，在这一系列的变质过程中，煤体有机质分解产生甲烷(CH4)等气体。由于煤层是通过植物遗体沉积形成的沉积岩层，因此煤层均呈层状分布。简单的煤层中没有夹石，一般多为薄煤层。复杂的煤层中则可能含有一到数层夹石层。在煤层的上部和下部，是煤层的顶板和底板岩石。在煤层形成的过程中及形成后，地质构造运动不仅改变了煤层的原始产状，使煤层呈倾斜状态，而且引起了煤层厚度的变化。由于煤层本身强度较低，在构造应力的作用下，容易发生塑性流动，造成煤层局部加厚、变薄、尖灭等现象。地质构造运动还使煤层产生褶曲，煤层增厚：在褶曲的翼部，煤
18、层变薄、形成向斜和背斜构造。在褶曲的轴部，乃至尖灭。较大规模的褶曲引起的煤层加厚和变薄具有一定的方向性。垂直压应力的方向，沿褶曲走向呈带状延伸，煤层加厚与变薄相伴出现。有些煤田，伴随褶曲构造的变动，小型波状褶曲发育。煤层顶底板起伏不平，使煤层局部压薄或变厚。波状褶曲发育的地区，由于层间滑动的扭力作用，使煤层呈现串珠状或断续透镜体。含煤地层在经受地质构造运动作用时，由于煤、岩层的力学性质不同，在同一应力场中，往往出现不同的变形；煤层的顶、底板岩层产生脆性断裂，而煤层则发生塑性流动，造成煤层的局部增厚和变薄。如果在地质构造应力的作用下，煤层受到挤压和搓揉，煤层层面会发生错动，也引起煤层结构发生变化
19、。如果由这些构造运动引起的煤层结构变化发生在整个煤层，则整个煤层的强度降低，如果这些构造运动只影响煤层内的部分煤体，使部分煤体结构发生变化，则这一部分煤体称为软分层。在这些受构造运动影响的煤体中，煤层的原生结构遭到了破坏，常呈鳞片状、粉末状，并出现滑面和擦痕。这种破坏的煤结构往往与瓦斯突出有着密切的关系。在煤层形成的整个历史时期，如果煤层本身及顶底板岩层比较致密，煤层内的瓦斯难以泄漏，则煤层内将保留较多的瓦斯，具有较高的瓦斯压力。当工作面进入到这些煤体时，很容易产生煤与瓦斯突出。2.2 煤与瓦斯吸附2.2.1 煤对瓦斯吸附的热动力学模型煤中瓦斯的赋存状态一般有吸附状态和游离状态两种。固体表面的
20、吸附作用可以分为物理吸附和化学吸附两种类型，煤对瓦斯的吸附作用是物理吸附，在煤层赋存的瓦斯量中，通常吸附瓦斯量占80%90%，游离瓦斯量占10% 20%。在吸附瓦斯量中又以煤体表面吸着的瓦斯量占多数。煤体是一种多孔介质。通过压汞实验可以测得：在煤体内，孔隙半径在 40nm 以下的微孔占总孔隙体积的90%左右，所以煤体内部的表面积是很大的，有的甚至高达200m2/g 以上。这样巨大的表面积为煤体吸附某些气体创造了条件。在孔隙的内表面，煤体分子所受的力是不对称的，故在煤体孔隙的内表面上产生了剩余价力，这个剩余价力会使碰撞到孔隙表面的某些气体分子被吸附。越容易液化的气体越容易被吸附，当煤体孔隙表面吸
21、附了一层气体分子后，这种力场就达到了饱和。由于气体分子只有碰撞到尚未吸附气体分子的空白表面上才能够发生吸附作用，因此煤体孔隙表面上的吸附是单分子层的。根据兰格缪尔的单分子层理论可导出实际煤体的瓦斯吸附量计算式：式中： Xx煤体的吸附瓦斯含量，m3/t；to实验室测定煤的吸附常数时的试验温度t0；n系数， n = 0.02/(0.993+0.07p)；p煤层内瓦斯的压力，Mpa ；a煤体的吸附常数，表示单位质量煤体表面吸附瓦斯饱和时所吸附的瓦斯体积，m3/t；b煤体的吸附常数, Mpa-1；A,W分别为煤中的灰分和水分，%。在煤体的孔隙空间还存着一部分游离瓦斯，游离瓦斯的含量可按气体状态方程来计
22、算式中： Xy煤中的游离瓦斯含量，mall(标准状态下)；V单位重量煤体的孔隙容积，m3/t；T0,p0分别为标准状况下的绝对温度(273K)和压力；T瓦斯的绝对温度(K)，T=273+t，t为摄氏温度()；瓦斯的压缩系数。煤层内的瓦斯含量X等于吸附瓦斯含量加上游离瓦斯含量在煤层中，游离瓦斯和吸附瓦斯之间是相互转化的，游离瓦斯分子通过热运动碰上孔隙的内壁时，被煤分子俘获，就成为吸附瓦斯，而吸附瓦斯分子通过热运动可能挣脱煤分子的束缚进入孔隙空间就成为游离瓦斯。当瓦斯压力和温度恒定时，这种转化处于一种动态平衡状态。当外界的瓦斯压力增大时，游离瓦斯转化为吸附瓦斯的量增多，因此上式中煤层的瓦斯含量是随
23、瓦斯压力增大而增大的。反过来，当孔隙中游离瓦斯的压力降低时，大量的吸附瓦斯则转化为游离瓦斯，由于气体分子运动的特点，这种转化过程几乎是即刻进行的。由于煤体内的吸附孔隙很小，由孔隙中涌出的瓦斯通过各类裂隙渗流到煤体颗粒外部是需要一定时间的。当掘进工作中爆破揭露了新的含瓦斯煤体，使煤体破碎成许多煤块，煤块孔隙与外界相通的路径大大缩短，煤块周围压力下降，因此总有大量的瓦斯持续涌出。煤体吸附了瓦斯以后，在自由状态下会膨胀，体积变大，而且硬度要下降。这是由于煤体吸附了瓦斯以后，一部分瓦斯分子进入煤分子的内部各支链的两侧，形成吸收状态，这些吸收状态的瓦斯分子起着一种“楔形体”的作用，使煤分子膨胀开来。这一
24、过程具有可逆性，当外界瓦斯压力降低时，一些吸收状态的瓦斯也要释放出来，“楔形”作用减弱，这时煤体体积会缩小，硬度会增大。2.2.2 煤对瓦斯吸附机理长期以来人们应用力学的方法从宏观角度对矿井的煤与瓦斯突出机理做了大量研究，但由于问题本身的复杂性，致使没有根本解决。当前，绝大多数研究人员认为，突出是地应力瓦斯压力和煤体结构性能等三因素综合作用的结果，是聚集在围岩和煤体中的大量潜能，包括弹性能、瓦斯潜能的高速释放。但对应力、瓦斯压力为什么能引起煤与瓦斯突出没有进行深入研究。本文应用量子力学理论和量子化学的计算方法研究煤与瓦斯突出机理，从而揭开煤与瓦斯突出发生的本质，为防治技术提供理论支持。煤矿井下
25、的瓦斯主要来源于煤层和煤系地层中，在植物形成煤的过程中就有大量的瓦斯产生，它是成煤的煤化作用过程中伴生产物。成煤物质从沉积埋藏以后，在其煤化过程中生成大量的瓦斯，除有部分运移逸散掉之外，剩余部分保存在煤层中。因此，煤又是储存瓦斯的场所。地质条件不同，煤层中的瓦斯含量不同。煤是一个多孔介质，具有丰富的孔隙和比表面，能够吸附大量的瓦斯，因此，煤层是瓦斯的储气层。煤是个有机大分子，其化学结构是由多种化学键和官能团组成的立体空间结构。煤层中CH4是煤分子与甲烷分子以吸附形式存在的伴生体。煤中的有机大分子是以稠芳香环为骨架，通过桥键和侧链高度交联的非晶质大分子空间网络。采用量子化学密度泛函（DFT）理论
26、计算方法，在B3LYP/6-311G计算水平上，对构建的煤与CH4 分子吸附伴生分子体系结构进行优化，得到了分子构型参数(键长、键角及二面角)和振动频率。所有计算均由Gaussian03软件完成，煤分子化学基本结构单元的建立由Gauss View 软件完成。煤表面是由苯环与侧链组成，应用量子化学 Gaussian03 软件程序包，采用密度泛函在 B3LYP/6-311G 水平上计算得到煤分子与甲烷分子的物理吸附几何构型为：图2-1 煤吸附CH4 分子平衡几何构型在 B3LYP/6311G 基组水平上计算得到吸附体系吸附前后各组分的能量。吸附前的甲烷分子的能量为-40.475524Hartee，
27、煤表面的能量为-405.327012Hartee，甲烷分子与煤表面的苯环吸附后组成的吸附态的能量为-445.802365Hartee。吸附能的计算公式为：其中： Eads煤表面与甲烷分子的吸附达到平衡态的吸附能；EM煤表面发生吸附前的能量；ECH4甲烷分子发生吸附前的能量；ECH4/M甲烷分子吸附到煤表面后整个吸附体系的总能量。计算得到甲烷分子与煤表面组成的吸附态吸附能仅为0.45KJ/mol，由此可知，甲烷分子只要从环境中吸取 0.45KJ/mol 的能量就能轻易地从煤表面脱附。甲烷分子在煤表面苯环的吸附位置可用几何平衡构型的键长、键角及二面角表示。应用量子化学Gaussian03 软件程序
28、包，采用密度泛函理论在B3LYP/6-311G水平上计算得到煤分子与甲烷分子的物理吸附的键长、键角及二面角见表 2-1、2-2 和 2-3。表2-1 甲烷分子与煤表面吸附几何平衡构型键长表表2-2 甲烷分子与煤表面吸附几何平衡构型键长表表2-3 甲烷分子与煤表面吸附几何平衡构型键长表2.3 应力变化产生电磁波2.3.1 煤岩体破裂产生电磁波开采前的煤岩体未受扰动，应力处于静止平衡状态，此时的煤岩体应力称为原岩应力，或称地应力。当开掘巷道或进行回采时，破坏了原来的应力平衡状态，引起煤岩体内部的应力重新分布，并且最终形成二次应力场。在二次应力场中，得到附加重力作用的区域，其应力可高于原岩应力数倍，
29、称作支承压力区。处在构造应力区或支承压力区的井巷和采场围岩不可避免地发生特别强烈的变形和破坏。理论和实验研究证明煤岩体的变形和破裂能够产生电磁波。煤岩体破裂变形能够产生电磁和红外等效应，而煤岩体的变形破裂是应力变化引起的，可以说煤岩体的应力变化可以产生电磁波。随着微破裂的快速发展,应力值也在快速变化,在局部区域介质中与应力值成正比的压磁效应也发生突然变化。2.3.2 产生电磁波频率范围由于地震等引起应力变化的煤岩体破裂过程中，可以产生频率范围很宽的电磁波。朱元清等提出岩石破裂时的电磁辐射是由裂纹尖端带电粒子随裂纹扩展产生的假说，并根据电动力学理论对电磁辐射做了频谱分析，得出电磁辐射的截止频率为
30、 1.5MHz。曹惠馨等对在单轴压力作用下岩石破裂过程中产生的电、磁、声信号做了研究,记录到了 020kHz 频段内的电磁辐射和声发射信号；认为电磁辐射频率与声发射频率有关、而且与岩石破裂有密切的关系。钱书清等通过实 验观测到岩石标本加压破裂产生电磁辐射的频段为 VLF(20Hz10kHz)；MF(530kHz,650kHz,1.6MHz 和 2.3MHz)；HF(5MHz,16MHz)和 VHF(95MHz)；他们指出，一般超低频(20Hz10kHz)信号先出现，200ms左右后,其他 3 个频段(MF,HF,VHF)出现信号。之所以会产生频率信号的不同步，是因为对同一岩样在不同的受力阶段，
31、破裂的程度不同，产生的频率也不同。郭自强等用四极子模型分析了近区电磁场的频率特性，计算出典型花岗岩样本破裂的近区电磁场频率 为50kHz1MHz，指出近区电磁场的频率与样品尺寸和初始裂纹长度有关。由煤岩体应力变化导致破裂产生频率范围很宽的电磁波，为从微观角度研究煤与瓦斯突出提供了理论支持。2.4 煤与瓦斯突出机理由量子化学计算可知，煤表面分子片段与CH4分子的吸附能仅为0.45KJ/mol，为物理吸附。CH4分子只需要从外界获得很小的能量就能摆脱吸附状态，从而形成大量的游离瓦斯分子，使得煤层中瓦斯压力增大，在煤岩弱面发生煤与瓦斯突出的动力现象。然而在煤层中是什么因素赋予了瓦斯摆脱吸附状态的能量
32、呢？现有的一些研究表明，由地震开采等引起矿井采掘工作面围岩应力变化导致煤岩体破裂，煤岩体破裂产生频率范围宽广的电磁波。根据量子力学理论，煤中吸附的瓦斯吸收一定频率范围的电磁波后能量会增大，由较稳定的基态转变为不稳定的激发态，很容易地克服分子间的作用力，变为游离瓦斯。3 突出危险煤层防治技术防止突出措施一般分为两类：区域性防突措施和局部防突措施。根据局部防突措施的应用巷道类别，可将局部措施分为石门揭煤措施、煤巷措施和采煤工作面措施等。区域防突措施的目的是消除煤层某一较大区域（如一个采区）的突出危险性。属于该类措施的有开采保护层、大面积预抽煤层瓦斯和煤层注水等措施。区域防突措施的优点是在突出煤层开
33、采前，预先采取防突措施，措施施工与突出危险区的采掘作业互不干扰，且其防突效果一般优于局部防突措施，故在采用防突措施时，应先选用区域防突措施。局部防突措施的作用在于使工作面前方小范围煤体丧失突出危险性。局部防突措施仅在预测有突出危险的采掘工作面应用。属于该类措施的有超前钻孔、松动爆破、水力冲孔、金属骨架等。3.1 深孔控制预裂爆破增透技术的研究3.1.1 深孔控制预裂爆破简述前人对预裂爆破成缝机理的研究大都是以岩石这样的固体介质作为研究对象，尚未见对含瓦斯煤体中的预裂爆破和爆破裂隙的产生及发展规律进行过系统研究。在煤矿井下实际爆破工作中有相当大一部分是在煤体中进行的，如防治煤与瓦斯突出时采取的松
34、动爆破、震动爆破措施、工作面回采、掘进爆破等。多年来在研究爆破机理时，人们一直把煤体内含有瓦斯这一实体作为固体假设条件而予以忽略，这与实际是不相符的。据我国瓦斯矿井实测结果，在无烟煤矿中，煤层瓦斯含量最大为 3545m3/t，瓦斯压力最高达67MPa(约等于矿山压力的 28%)。很明显，无视瓦斯的存在，单纯把煤体作为固体介质进行研究，并把所得出的结论用于指导煤矿井下实际爆破工作是不合适的，也是缺乏科学依据的，在理论上也是不完善的。由于爆破条件和目的的不同，在含瓦斯煤体中进行的深孔控制预裂爆破作业不同于普通的预裂爆破和光面爆破。普通预裂爆破只要求在相邻炮孔间形成贯通裂缝，在炮孔其它方向上不允许出
35、现裂隙，以保证围岩的稳定性；而深孔控制预裂爆破目的是为了增加煤体的裂隙和透气性，降低煤体的瓦斯压力，使煤体的应力得到重新分布，以减小抽放阻力，提高瓦斯抽放率和防止煤与瓦斯的突出。因此，不仅要求在相邻孔间形成贯通裂缝，在炮孔其它方向也要产生尽可能多的裂隙，使煤体内形成以炮孔为中心相互连通的裂隙网。此外，还应考虑瓦斯压力对产生爆破裂隙的影响，故深孔控制预裂爆破比普通控制预裂爆破在理论上更为复杂。在装药结构上，两者也有很大不同。深孔控制预裂爆破为了最大限度地利用钻孔资源，采用祸合装药结构，以便对煤体进行有效预裂；而普通预裂爆破，为了保护围岩，通常采用不祸合装药，以减少爆轰压力对孔壁的破坏，延长爆生气
36、体静态压力作用时间，使孔间形成贯通裂缝。因而，在机理上两者有很大区别，在研究深孔控制预裂爆破机理时，可借鉴普通预裂爆破的某些原理，但又不能把它们等同考虑。深孔控制预裂爆破强化抽放瓦斯技术实质是：在回采工作面的进、回风巷和掘进工作面每隔一定的距离，打一定深度的爆破孔和控制孔(用于抽放)，二者交替布置。利用煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱装药。利用炸药爆炸的能量、瓦斯压力及抽放孔的导向和补偿作用使煤体产生新的裂隙，并使原生裂隙得以扩展，从而提高煤层透气性，达到提高抽放效果的目的。和普通爆破相比：普通装药爆破后，炮孔壁上各个方向受到的作用力相同，在冲击波作用下，孔壁上产生多条随机裂隙。由于煤的抗压强度较低
37、，具有可压缩性，孔壁在高温高压爆生气体的作用下向外移动，形成类似于扩壶爆破的爆炸空腔，从而抑制了爆炸裂隙的向外扩展，致裂效果不理想。而深孔控制预裂爆破就是使钻孔内的炸药爆破后在预定的几个方向上形成应力集中和能量集中，从而在这些方向产生较深的裂隙，并抑制其它方向的裂隙产生，爆破后不会形成较大的空腔，煤层中会形成许多裂隙，瓦斯通过这些裂隙被抽出。另外，由于深孔控制预裂爆破中爆破孔的孔径较大，而且爆破孔的数量不多，所以装药很容易到位，装药的时间也大大缩短；由于炮孔较深(10m)，超前距离大于5m，并且爆破后工作面前方煤岩体基本上很完整，所以它较好的避免了诱导突出的发生。3.1.2 深孔控制预裂爆破过
38、程的力学分析控制爆破已广泛用于铁路、水力、建筑等国民经济建设中，并且已成为保持露天边坡和地下围岩工程稳定的重要措施之一。对于不同的控制爆破对象，由于其爆破目的不同，其机理也不尽相同。长钻孔进行控制爆破防突，其目的是为了消除煤岩体积聚的大量弹性能和瓦斯潜能，使煤体瓦斯提前排放；同时，要避免煤层及顶底板过渡破坏，预防回采过程顶板冒顶和煤壁严重片帮。众所周知，煤岩体是一种低断裂韧性的多孔介质，具有各向异性和非均质性，其天然的裂隙在爆炸载荷作用下（包括炸药爆炸后产生的高温、高压的爆生气体的静态作用和强大的冲击波动态作用）形成疲劳裂纹源，它就可能失稳扩展。针对突出煤层特点，长钻孔进行控制爆破选择波阻抗低
39、的炸药、不耦合装药结构及合理布孔等途径可以实现控制爆破防突等目的。长钻孔控制爆破能够产生以下作用。在突出危险区域煤层打长钻孔进行控制爆破，炸药的波阻抗与煤层的波阻抗越接近，爆破能量传递越大。长钻孔进行控制爆破使煤层破而不碎，增加了裂隙范围。爆破降低了突出煤层瓦斯潜能及弹性能。原始煤岩体本身存在着一定数量的裂隙，这些裂隙在炸药爆炸时发生变化，即裂隙的宽度、长度及数量大大增加，煤层透气性系数增大。瓦斯吸附与解吸的动态平衡被破坏。突出煤层在爆炸力作用下，具有缺限（强度较小）的质点优先破坏，其周围强度较高的质点弹性恢复，释放出弹性能，进一步加剧了煤层由微观向宏观的破坏。3.2 瓦斯抽放防突技术研究瓦斯
40、抽放，通常是指用专用瓦斯抽放泵，在一定的负压下，将煤、岩体或采空区的瓦斯抽出，排至安全地点或抽到地面。抽放瓦斯的方法，按抽放机理可分为未卸压抽放和卸压抽放两类。采用卸压瓦斯抽放技术可有效地提高瓦斯抽放浓度和瓦斯抽放率，其抽放方式有高位巷道抽放和高位钻孔抽放两种形式。高位巷道抽放（见图3-1）是沿工作面轨道顺槽内错一定距离在顶板上掘进一条走向巷道，将抽放管路与巷道连通，裂隙中的瓦斯流入高位巷道被抽出。高位钻孔抽放（见图3-2）是在轨道顺槽下帮开口施工钻场，自钻场向工作面上方施工近水平钻孔，将钻孔与瓦斯抽放管路连接，进行瓦斯抽放。图3-1 高位巷道布置图3-2 高位钻孔布置3.2.1 有效抽放半径
41、的计算为了确定合理的钻孔间距，应首先知道钻孔的有效抽放半径。钻孔的有效抽放半径是指在规定的抽放时间内钻孔抽放瓦斯的有效影响范围。可根据不同抽放时间的影响距离和钻孔的不同瓦斯压力情况下的瓦斯抽放量确定抽放钻孔合理间距。在现场掘进过程中实测数据瓦斯有效抽放半径为 0.5m(在没有采取深孔预裂爆破措施的情况下)。而钻孔间距选择的合理性，对提高煤层的瓦斯抽放率是有作用的。由于每个钻孔在某一流动时间内都有自己控制的一个瓦斯流场，所以只有在流动场内相互不受干扰时增加钻孔密度，才能经济有效的提高煤层瓦斯抽放量。图3-3给出了不同钻孔间距的抽放效果。图3-3 不同钻孔间距的抽放效果最佳钻孔间距与钻孔流动场的控
42、制范围有关。对于低透气性煤层，每个钻孔所控制的瓦斯流动场的范围是很小的，随着时间的增长，流动场的扩展范围也很小，在这种情况下，缩小钻孔间距对提高瓦斯抽放率效果较显著：而且当钻孔密度达到一定程度时，对煤层还能起到增加卸压作用。实践表明，钻孔间距为 0.7m 比 lm 的抽放率大了两倍还多，并且还有随时间增加的趋势。因此钻孔间距为 0.7m 是合理的。但是在采取深孔预裂控制爆破措施后，钻孔有效抽放半径相应的增大了。当知道钻孔瓦斯涌出的若干参数时，可按下式确定钻孔间距。式中：d钻孔间距，m；q0百米沿层钻孔最初单位时间内的瓦斯抽排量，m3/（100min）；e自然对数的底；钻孔瓦斯涌出量衰减系数，与
43、煤层透气系数、瓦斯含量以及孔径大小有关，由现场实际考察测得；t钻孔排放与抽放瓦斯时间，d；m抽放瓦斯煤层厚度，d；煤的密度，t/ m3；煤层的瓦斯抽放率%，为了消除突出危险，应大于30%；x煤层的原始瓦斯含量，m3/t。确定钻孔间距后可以计算出钻孔抽放半径：r=d/2r钻孔抽放半径，m。3.3 煤层防突技术的具体措施3.3.1 深孔预裂控制爆破的工艺和设备（1）采用风力排渣技术，在钻进过程中，保证风压在 3MPa，同时要控制风压稳定。（2）选用 SGZ300 型液压钻机，这种钻机稳定性好，钻进能力强，可以避免由于钻机跳动使钻杆撞击孔壁。利用42mm、73mm或91mm 的麻花钻杆进行施工钻孔，
44、便于排渣，同时要规范钻机操作，钻杆要上紧卡牢，要人工撤接钻杆，保持一定的推进压力，均匀加压，压力要恒定，并控制钻进的速度在 1.02.0m/min，尽可能避免反复进钻退钻，以确保钻孔成形较好，保证成孔率在 70%以上。（3）封孔工艺爆破孔：装药完毕，先装入水炮泥，长度不少于1m。随即采用压风喷泥封孔器（见图3-5中的设备）将略潮的黄土，粒度为10mm以下封孔。封孔长度：对于爆破孔径73mm时，封孔长度不少8m，对于爆破孔径93mm 时，封孔长度不得少于12m。控制抽放孔封孔深度5m。（4）装药结构和装药工艺为了提高炮孔利用率、爆破效果和装药速度，克服深孔爆破中存在的管道效应、间断装药等引起的拒
45、爆、爆燃等现象，在装药长度大于4.0m的煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱管中，同时接两发煤矿许用电雷管，并采用并联起爆网路，同时起爆装药结构起爆。装药方式见图3-4。图3-4 装药结构与起爆原理结构示意图图3-5 长钻孔控制爆破装药工艺由于炮孔内有煤渣，同时又受地应力的影响，在炮孔钻杆刚拨出时，立即将煤矿瓦斯抽排孔专用爆破药柱管按其自身螺纹一管一管对接地装入炮孔中，装入两发煤矿许用电雷管，其雷管脚线剪掉只留10cm 长，其余脚线用于母线(又称胶质导线)与管壁的固定。尤其注意母线附于管壁侧面，并用上述雷管脚线固定，以防管与孔壁的摩擦使雷管脚线与母线脱落，导致雷管断路和短路。3.3.2 掘进工作面长钻孔
46、预裂爆破的布孔方式七台河煤业集团新兴矿五采区左三片67层本煤层仰角抽放钻孔布置。五采区左三片67层41051由于煤层赋存瓦斯较大，导致上隅角瓦斯超限23%，绝对瓦斯量达到 9.8m3/min，根据规程规定“采煤面瓦斯绝对量大于 5m3/min 必须进行抽放”。为执行规程规定，确保安全生产，本矿使用MK-7千米钻机施工了高位长距离钻孔，由于MK-7千米钻机长距离施工不稳定，导致钻孔前端失效，根据其他矿经验及结合本矿实际确认，有效距离在41051上巷17号点附近断层处。断层至工作面现有210米距离，为解决本段瓦斯问题，特制定41051上巷本煤层仰角抽放钻孔措施，具体如下：（1）钻机的选择西安产 1
47、50 钻机钻机参数：功率 15KW，给进力20KN，起拔力28.5KN，钻深15米，钻杆直径50mm。（2）钻场的选择共施工四个钻场，钻场规格为长3 米宽4 米高2.2米，间距为50 米。一号钻场在41051上巷17号点布置，向工作面方向每隔50米依次布置二号、三号、四号钻场。（3）钻孔主要参数一号钻场：钻孔 3 个，钻孔间距由公式计算得 0.5 米。孔 1 直径 65mm，方位 94 度，角度 16 度 24 分，长度 66 米；孔 2 直径 65mm，方位 108 度，角度 7 度 53 分，长度 71 米；孔 3 直径 65mm，方位 119 度，角度 0 度 38 分，长度 80 米。
48、二号钻场：转孔 3 个，钻孔间距由公式计算得 0.5 米。孔 1 直径 65mm，方位 95 度，角度 16 度 24 分，长度 66 米；孔 2 直径 65mm，方位 109 度，角度 7 度 53 分，长度 71 米；孔 3 直径 65mm，方位 120 度，角度 0 度 38 分，长度 80 米。三号钻场：转孔 3 个，钻孔间距由公式计算得 0.5 米。孔 1 直径 65mm，方位 93 度，角度 16 度 34 分，长度 66 米；孔 2 直径 65mm，方位 107 度，角度 8 度 3 分，长度 71 米；孔 3 直径 65mm，方位 118 度，角度 0 度 47 分，长度 80 米。四号钻场：转孔 3 个，钻孔间距由公式计算得 0.5 米。孔 1 直径 65mm，方位 90 度，角度 16 度 34 分，长度 66 米；孔 2 直径 65mm，方位 104