瓦斯与煤层气

2024-05-08

瓦斯与煤层气（精选十篇）

瓦斯与煤层气篇1

一、转变视角, 利用瓦斯

在长期瓦斯治理防护过程中, 人们逐渐认识到, 瓦斯在爆炸同时, 产生了巨大的能量, 只要能加以合理的开发利用, 瓦斯就会变成一种资源。因此, 对瓦斯进行有效抽放, 不仅可以解决瓦斯引起的各种灾害, 也有效利用了瓦斯。

地面抽放和井下抽放是常见的两种瓦斯抽放方式。瓦斯抽放具有重要意义。首先, 它是一种环保的措施, 能降低矿井的瓦斯排放量, 减少大气污染。其次, 降低矿井中的瓦斯含量, 可以为生产提供一个安全的环境。最后, 瓦斯作为一种可利用的自然资源, 具有显著的经济效益。

有关专家通过研究我国境内的高瓦斯煤矿区的条件和特征发现, 我国地层多为煤层群, 而且透气性低;结合我国成功治理煤矿瓦斯问题的经验, 提出了“瓦斯和煤层群二者高效共采”这一概念。在开采煤层群时, 先将瓦斯含量很低、危险系数也很低的第一采煤层开采出来, 利用其采动影响使处在其上部和下部的煤层卸压, 这样煤层的透气性将会以几何倍数增长, 这就为瓦斯的抽取提供了有利的条件;将瓦斯高效抽采出来, 不仅可以制止瓦斯从泄压煤层涌入首采煤层, 保障首采煤层开采的安全;还降低了泄压煤层的瓦斯含量, 为安全生产和高效采煤提供了安全的环境, 实现了两种资源的高效共采。

二、开发瓦斯的特殊性

低透气性、易流变性和可压密性是我国许多高瓦斯矿区煤层共有的特征。随着煤炭开采的进行, 开采深度逐渐增大, 增加梯度已经达到l0 m/a。2008年统计表明, 我国有184处重点煤矿限制的开采深度已经超过了600 m;有504处煤矿的最终开采深度超过600 m, 占到开采总煤矿的50%~59%, 其中有89处矿井的最终采深超过了1 000 m。中深矿井的数量明显增多, 深矿井数量几乎是成倍增长;高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井的数量也在迅速增长。由于气体渗透性能与煤埋的深度成反比, 煤层越深, 煤层的透气性能也就越差, 瓦斯渗透性就越低, 因而, 对于瓦斯的抽放也就越困难。

由于我国瓦斯煤层的透气性太低, 瓦斯抽放无论是地面抽取还是地下抽取, 都有很大的难度。只有通过促进煤层裂隙的发生, 才能增加煤层的透气性, 从而优化瓦斯的抽取效果。

三、有效防治, 合理利用瓦斯的策略

目前, 增加煤层的透气性能有两种惯用的方法, 一是开采煤层的保护层, 这样能减小煤层的地应力, 从而使瓦斯煤层卸压、增透、增流的作用得以实现。这种开采保护层和瓦斯抽放结合的方式需要在开采煤层之前进行。另外一种方法就是在煤层开采过程中, 通过水力压裂、水力割缝等水力化措施及预裂爆破等方式, 使煤体内的裂隙得到提速发育, 改变媒体结构, 提供一条良好的通道用来释放瓦斯。这种方法效果显著, 可是也有它的弊端, 它需要专用的设备, 而且工艺技术较复杂, 所以没有得到大力的推广使用。

1. 保护层开采和卸压、增透抽采瓦斯的工艺。

在覆岩采动裂隙中, O形圈的存在会使松软和透气性低的高瓦斯煤层群保护层在开采的过程中产生缝隙, 这主要是由于顶底板岩层冒落和移动造成的。

2. 采动区、采空区瓦斯抽放工艺。

由于我国大多矿区都属于低透气性矿区, 导致我国地面钻井抽采压裂媒体和原始媒体的效果不太理想。基于此, 在抽采过程增加辅助增透措施就显得十分必要了。

地面钻井瓦斯抽放有三方面的优点, 第一, 瓦斯抽放作业在地面上完成施工, 这样能缓解采掘接续的紧张局面, 不会影响煤层开采的推进工作。第二, 若抽采技术和方法适宜得当, 抽采效果会十分理想, 会在很大程度上降低临近煤层的瓦斯涌出量, 进而减小煤层的突出危险性, 为高瓦斯煤层开采的安全进行提供了重要保障。第三, 抽放时, 若进行顶、底板瓦斯抽放巷抽放, 工程量会很大, 而且花费也很大, 还会影响正常开采工作的顺利进行。总的来说, 地面钻井瓦斯抽放效果十分理想, 经济效益显著。

在未来的煤矿工作中, 瓦斯综合治理巷道的长度会随着回采工作面长度的增加而迅速增加。由于煤巷挖掘速度很快, 而岩巷的挖掘速度却十分缓慢, 常常使瓦斯综合治理项目在回采工作完成后不能完成总工作量的一半, 被动滞后的局面严重阻碍了生产和经济效益的进步。因此, 相关研究人员进行了煤炭矿区地面钻井和采空区瓦斯抽放以及井下瓦斯抽放试验, 能够实现煤与瓦斯的安全共采, 并同时为松软、低渗透复杂煤层开采条件下煤与瓦斯的安全共采提供了参考。

3. 综合瓦斯抽放技术。

要想确保安全采煤, 减少瓦斯事故, 采取综合瓦斯抽放技术势在必行。在一定条件下, 先开采保护层, 卸压瓦斯在保护层的抽放, 能有效控制邻近煤层卸压瓦斯的涌出量, 同时还能提高保护层的瓦斯突出危险系数。而在开采煤层的工艺和技术上, 可采取一定的技术措施, 充分将井下抽放和地面抽放、钻孔抽放和巷道抽放、常规抽放和强化抽放相结合, 确保采煤工作的安全、顺利进行。

充分利用空间和时间是综合瓦斯抽放技术的最大优势之一。实践表明, 多元化、立体化和经济化是瓦斯抽放技术体系发展的主要趋势之一。此外, 可控制的定向钻机, 依靠万向节连接钻杆, 可以向各个角度弯曲, 对煤柱抽放瓦斯死角的控制效果显著。提高钻井速度, 增大抽放量, 提高经济效率是瓦斯抽放技术发展的目标和方向。

四、煤层瓦斯开发利用的瓶颈

在我国境内, 受各种因素的影响和限制, 总体上煤矿瓦斯抽放利用工作进展十分缓慢。调查显示, 近年来, 我国实际每年的煤矿瓦斯抽放量仅占到实际涌出量的1/4, 瓦斯实际抽放总量不到30亿m3。瓦斯抽放系统对于小型煤矿来说还很遥远, 排除瓦斯只能是井下通风。在355处大型重点的高瓦斯和高突矿井中, 瓦斯抽放量控制的比较合理的煤矿单位, 对于抽放的瓦斯的利用水平却很低, 总之, 我国目前尚不能有效地控制瓦斯灾害。

五、结论

1. 对于一些有保护层开采条件的煤矿, 应充分将瓦斯抽采和保护层开采二者有机结合, 进行处理。

2. 在条件满足的情况下, 采动区和采空区的瓦斯抽放应在地面上进行。

瓦斯与煤层气篇2

关键词：瓦斯治理抽采防治技术

随着我矿开采深度的不断往下延伸，煤层瓦斯含量越来越大，在生产过程中，瓦斯涌出量日益增加，严重制约着我矿的安全生产和可持续性发展。经过2009年矿井瓦斯等级鉴定，我矿绝对瓦斯涌出量为62.54m3/min，相对瓦斯涌出量为8.38m3/t，分别比2008年增加了16.45m3/min和0.86m3/t。标志着我矿已经进入高瓦斯矿井，搞好瓦斯治理工作已经刻不容缓。

为搞好瓦斯治理工作，实现安全生产，我们经过分析研究，采取了近距离煤层开采瓦斯综合治理技术。

主要技术内容：

①实行上隅角瓦斯抽放技术和采空区埋管抽放技术。

②实行迎面斜交高位钻孔抽放技术。

③实行底板穿层钻孔抽放技术。

④实行上隅角充填技术。

⑤实行采面浅孔瓦斯抽放技术。

技术关键：

①迎面斜交高位抽放钻孔和底板穿层钻孔参数优化。

②埋管抽放最佳埋管长度选择。

1 科学技术状况及存在问题及立项原因

瓦斯灾害始终是煤矿安全生产的大敌，瓦斯管理已成为制约煤矿安全生产的主要矛盾。最近几年来，六矿随着丁组煤层二水平下山采区的延伸，瓦斯涌出量明显增大，多次出现高浓度瓦斯超限事故，2002年4月1日，丁6—22260风巷出现瓦斯动力现象，2005年6月19日，六矿被鉴定为突出矿井，其中丁组煤层为突出煤层。进入2006年以来，六矿的生产重心向戊二采区倾斜，虽然戊二采区开采的戊8煤层和戊9—10煤层不属于突出煤层，随着开采深度的延伸，其层间距缩小，开采戊8煤层时，戊9—10煤层瓦斯大量涌入戊8煤层采掘空间，造成戊8煤层采掘工作面瓦斯涌出量大，靠增加风量远远不能解决瓦斯问题。特别是2004年10月20日，戊二下山瓦斯抽放站在施工过程中发生岩石钻孔瓦斯喷出现象，共喷出瓦斯11000多立方米，2005年5月20日，戊8—22170机车场在施工过程中第二次发生瓦斯喷出现象，瓦斯喷出流量为88ml/min，2006年8月9日，戊8—22170机巷在施工到690米处遇见地质构造带再次发生瓦斯喷出现象，喷出瓦斯110m3。戊8—22230采面在准备期间，掘进到1100～

1300m处时，底板瓦斯涌异常，在使用2*30kw局部通风机供风（风量为460m3/min）的情况下，戊8—22230机巷里探显示为0.1%～0.2%，外探显示徘徊在0.8%～0.9%，戊8—22230风巷在掘进到1300～1390m处使用30kw局部通风机供风（风量为460m3/min）的情况下，里探瓦斯浓度为0.12%～0.16%，外探显示最高达到0.86%，制约矿井安全生产，虽然戊8—22230风巷使用30kw风机维持了安全生产，但对戊8—22230机巷又安装一趟15kw局部通风机装置供风，使工作面供风量达到750m3/min，方使外探降低到0.6%～0.8%，勉强保证了生产。

戊8—22230采面投入生产后，进入瓦斯条带期间，绝对瓦斯涌出量最大达到32m3/min以上，靠增加风量解决瓦斯问题已经不可能，因此要搞好该工作面瓦斯防治，必须开展综合瓦斯治理技术研究。

2 技术内容

2.1 技术原理

通过对戊8煤层深部的综采工作面的瓦斯来源进行分析，戊8煤层瓦斯主要来源于临近层——戊9—10煤层，因此，搞好戊8煤层采空区瓦斯治理工作和减少戊9—10煤层瓦斯对戊8煤层采掘工作面的影响是关键。采取迎面斜交高位钻孔抽放和采空区瓦斯抽放，从而减少风排瓦斯量，同时施工底板穿层钻孔抽放和采面浅孔瓦斯抽放，提前抽放戊9—10煤层瓦斯和戊8煤层瓦斯，有效降低戊9—10煤层瓦斯涌出量，保证戊8煤层综采工作面安全生产。

2.2 技术关键

①高位钻孔抽放参数必须根据现场实际情况进行合理优化，保证高位钻孔抽放的效果。

②采面浅孔抽放、穿层低位钻孔抽放与迎面斜交高位抽放公用一趟抽放管路，提高钻孔封孔质量和合理分配各种抽放方法的抽放时间是提高抽放效果的关键。

③实行采面采空区抽放，随着采面的不断推进，掐接抽放管路过程中必须采取可靠措施防止瓦斯超限事故。

④两个抽放站连网抽放，必须相互协调，保证有两台抽放泵同时进行采空区瓦斯抽放，以免引起瓦斯超限事故。

3 主要技术指标

①迎面斜交高位钻孔抽放浓度达到25%～30%以上。

②迎面斜交高位钻孔抽放始终保持两个钻场共10个钻孔在抽，抽放流量保持在40m3/min左右。

③采空区瓦斯抽放两台泵联合运转时流量达到140～150m3/min，抽放浓度在4%～5%之间。

④各种抽放合计解决瓦斯涌出总量的40%～60%以上。

4 存在问题及改进措施

在瓦斯条带地段施工瓦斯探巷，在瓦斯探巷两侧向戊9—10煤层施工穿层钻孔，提前对戊9—10煤层瓦斯进行抽放，使戊8煤层工作面推进到瓦斯条带处生产时，大大降低戊9—10煤层瓦斯释放量，减少对戊8煤层工作面的影响，实现安全生产。

存在问题：由于施工穿层低位钻孔主要是抽放下临近层瓦斯，钻孔向下施工时排钻屑困难，施工钻孔速度比较慢，且钻孔施工完后容易积水，一定程度上影响抽放效果。

5 防治技术

①通过对瓦斯涌出资料的分析，准确掌握了该工作面瓦斯涌出规律性和条带分布性，为瓦斯防治提供了理论依据。

②分源瓦斯抽放是解决瓦斯问题的重要手段，为条件类似的矿井或工作面提供了理论依据和切实可行的瓦斯治理方法。

③对上隅角涡流空间进行冲填是防止采面上隅角瓦斯积聚的简单、有效的方法。

④实行穿层低位钻孔抽放，提前抽放临近层瓦斯，从而降低回采煤层在生产过程中的瓦斯涌出量，同时，实现两个抽放站并网运行，有效提高了瓦斯抽放量，且解决了一个抽放站因为抽放泵同时运转没有检修时间造成抽放泵停运引起生产中断的现象。

6 瓦斯防治方法

6.1 防治上隅角瓦斯积聚方法

采煤工作面（特别是综采工作面）上隅角容易形成涡流空间，造成通风不能及时将上隅角瓦斯排放引起瓦斯积聚，为有效解决瓦斯积聚问题，我们要求在生产过程中上隅角支架及时前移，并尽量与其他支架保持平行，同时将上隅角风吹不到的空间用编制袋装锯末进行充填，将涡流空间缩小到最小限度，彻底消除了上隅角瓦斯积聚隐患。

6.2 分源瓦斯抽放法

6.2.1 采空区瓦斯抽放方法：在风巷布置一趟长2500m、直径500mm抽放管路，与戊二下山瓦斯抽放站2BEC—42型抽放泵（抽放泵额定流量为150m3/min，配套电机功率为200Kw）连接形成抽放系统，抽出的瓦斯直接排放到专用回风巷。抽放泵运转期间，抽放瓦斯混合流量通常保持在120～140m3/min，抽放瓦斯浓度变化于3.5%～4.0%之间，采空区瓦斯抽放可解决4.2～5.6m3/min瓦斯。

6.2.2 迎面斜交高位钻孔抽放：在采面风巷每隔40m布置一个钻场（钻场规格为深5m，宽4m，高2.2m），每个钻场施工5个钻孔，钻孔间距为0.5m，钻孔深度为80m，钻孔仰角为12度，钻孔与风巷夹角为13度，钻孔终点距煤层顶界高度约为16m，钻孔终点的垂直投影到风巷距离约18m，钻孔轴线在风巷方向上的投影长度约76m。钻孔施工完后，与风巷直径300mm抽放管路相连，利用戊二下山瓦斯抽放站2BEC—42型抽放泵（抽放泵额定流量为150m3/min，配套电机功率为90Kw）进行瓦斯抽放。抽放过程中，抽放流量一般为30～40m3/min，抽放瓦斯浓度达到25%～30%，该抽放方法可解决7.5～12m3/min瓦斯，占采面瓦斯涌出总量的40%以上。

6.2.3 穿层低位钻孔抽放：

①在瓦斯条带施工瓦斯探巷，在探巷两帮每隔4米布置一排钻孔，向戊9—10煤层施工低位穿层钻孔进行瓦斯抽放。钻孔呈扇形布置，钻孔终孔点均匀落在戊9—10煤层中，两边各控制到40米范围外，钻孔与底板的夹角分别为8度、10度、14度和26度，对应的方位角分别为—3度、—2度、0度和6度，钻孔在底板上的投影长度分别为40m、30m、20m和10m。在采面推进到该条带位置前，提前抽放瓦斯，以降低回采期间瓦斯涌出量。

②在钻场内底板向采面方向向下施工穿层钻孔，封孔后与迎面斜交高位抽放系统连网抽放。该抽放方法提前抽放戊9—10煤层瓦斯，减少生产过程中戊9—10煤层向戊8煤层工作面的瓦斯释放量。

钻孔相关参数：

钻孔个数：每个钻场5个。

钻孔孔径：89mm。

钻孔方位：18度俯角。

钻孔深度：20米。

6.2.4 采面浅孔瓦斯抽放：

在采面铺设一趟直径300mm的脉吸管，脉吸管上端与风巷高位抽放管路即直径300mm的抽放管相连，之间用蝶阀隔开，保证实行采面浅孔抽放时，不实行高位抽放，实行高位抽放时不实行采面浅孔抽放。脉吸管末端使用挡板密封，采面脉吸管每隔10m设置一个三通短节，每个短节安装一个多通，在工作面沿采面倾向每隔1.5m施工一个钻孔，抽放钻孔深度9.0m，每施工一个钻孔及时进行封孔连网，其他未连接钻孔的封孔装置处于关闭状态。采面开始实行浅孔抽放时，采煤队由现场跟班干部与下山抽放泵站司机取得联系。浅孔抽放结束（以最后一个钻孔连网抽放2小时以上为准）后也必须及时告知抽放泵司机。

6.2.5 上下山瓦斯抽放泵站联网抽放：

通过以上瓦斯治理方法，在采面配风2000m3/min的情况下，该工作面正常生产期间，上隅角瓦斯通常为0.3%～0.5%，回风流瓦斯浓度一般在0.3%左右，最大达到0.6%，实际解决了瓦斯制约生产问题。

7 结语

①通过对工作面瓦斯涌出资料的分析，准确掌握了该工作面瓦斯涌出规律性和条带分布性，为瓦斯防治提供了理论依据。

②分源瓦斯抽放是解决瓦斯问题的重要手段，为条件类似的煤层或工作面提供了理论依据和切实可行的瓦斯治理方法。

③对上隅角涡流空间进行冲填是防止采面上隅角瓦斯积聚的简单、有效的方法。

通过开展煤层开采瓦斯防治技术的研究，保证了高瓦斯综采工作面的安全生产，为矿井的高产高效矿井建设提供了有力的保障，同时也为类似条件下的工作面的瓦斯防治提供了成熟的瓦斯治理经验，具有良好的经济和社会效益。

参考文献：

[1]《矿井通风安全》，中国矿业大学出版社.

[2]《矿井瓦斯抽放管理规范》，煤炭工业出版社.

[3]《防治煤与瓦斯突出规定》，煤炭工业出版社.

[4]《矿井瓦斯防治》，中国矿业大学出版社.

煤矿瓦斯治理与煤层气开发初探篇3

一、煤矿瓦斯治理的理念

在控制瓦斯灾害的生产实践进程中, 人们已经摒弃了只认为瓦斯是瓦斯爆炸的直接导火索的过时观念。通过理念的转变, 人们逐渐意识到瓦斯是一种可以开发的资源, 所以对其实施开采, 在这种新的防治观念作用下, 我们在有效控制了瓦斯灾害引发的一系列不良后果的同时, 我们还能够开发瓦斯在经济社会中的资源价值。通过吸收国外先进的技术, 并且经过反复实践, 已经取得了初步的成效。

瓦斯抽放的问题不仅有效减少瓦斯灾害的发生, 另外还实现社会能源不足的今天, 天然气的经济利用价值, 这对煤矿企业真是一举两得的好理念。瓦斯抽放按照抽放地点的差异可分为两种类型, 即表面和地下。瓦斯抽放具有以下几点功能和作用。首先, 瓦斯抽放使煤层瓦斯的含量降低, 从而为煤炭开采过程提供了一个安全良好的生产环境, 促进煤炭企业高效的生产。另外, 瓦斯抽放大大降低了煤层中的气体压力, 从而减少了煤炭生产中煤层瓦斯突出的危险性。再者, 瓦斯气体在当今社会是重要的不可再生能源, 瓦斯抽放使瓦斯的经济商业价值得到了充分利用。最后, 可以减少矿井气体排放量, 以减少空气污染, 发挥绿色环保地开采煤炭资源和煤层气的作用。

在实践中结合中国煤矿地理分布的具体特征, 我们得出高瓦斯煤矿的底层一般多为煤层群, 而且煤层与煤层之间的透气性一般也比较差。通过研究我国长期治理瓦斯的成功经验, 程远平等一批学者共同提出了煤炭和瓦斯共同开采的思想。首先开采低气体含量并且非突出的煤层, 然后由于采矿的影响力会使煤层间透气性迅速增强, 导致较低的煤层之间渗透率也相应迅速增加, 从而形成了有利于进行瓦斯开采的良好条件, 另外通过利用卸压瓦斯高效抽采的方法, 很好地解决了由卸压煤层向首采煤层涌出瓦斯的棘手问题, 利用这种方法同时实现并维护了煤矿安全高效开采, 同时实现煤层瓦斯含量和压力的大幅度降低, 从根本上消除了煤与瓦斯突出危险性的安全隐患, 从而实现煤炭的安全生产和高效的瓦斯抽取两种资源的开采。在这种先进的理念引导下, 煤矿工作者共同加强煤矿瓦斯综合治理, 加快煤层气开发利用。

二、瓦斯治理与利用措施

在中国的煤炭主产区, 一般瓦斯煤层普遍具有透气性低的特征。要想选取煤炭和瓦斯共同安全高效开采的方式, 首先要改善气体抽放的效果, 必须保障煤层间的透气性得到提高。通透性增加的方式一般通过两种办法来实现。第一, 开采煤层前, 我们一定要开采保护层, 通过这样处理使煤层压力降低, 进而达到“泄压而增加通透性和流动性”, 即“保护层开采和瓦斯抽放”模式。第二种, 就是在进行煤炭开采时, 我们可以改变煤炭受力结构, 有效地控制煤体裂缝的发展, 从而使瓦斯释放得到安全有效地通道, 具体实践中, 我们可以采用液压水力压裂措施, 或者液压切割措施, 也可以采用预裂爆破等方法措施。尽管这种方法在理论上已取得了一定成果, 但在具体应用中由于技术复杂, 需要一些特殊的设备等原因, 推广使用的速度还比较缓慢。

(一) 地面钻井抽采瓦斯技术

由于我国矿区透气性低的特征, 地面钻井瓦斯抽放就发挥了较强大的优势。因为只要通过恰当的技术, 那么就可以有效地降低相邻近煤层之间的瓦斯气体涌出量, 这就能为煤层气安全开采提供了有效地基本保障。地面钻井瓦斯抽放的施工地点顾名思义是在地面上, 这也可以大大推动采煤工作的进度, 取得经济效益工作质量得双丰收。

(二) 综合瓦斯抽放技术

随着煤炭开采技术的迅猛发展, 以及开采强度的增加, 必然带来瓦斯的排放的增加。企业为了确保煤矿的安全生产, 在一些条件限制下, 采取综合瓦斯抽放的技术成了唯一的选择。在有保护层开采的条件下, 我们应该选择利用保护层卸压, 进行瓦斯抽放, 这样就可以减少瓦斯涌出量, 卸载煤层与相临近煤层之间的压力, 另外也可以缓减受保护的瓦斯突出危险性。煤炭开采和煤层气开采也可以采取井上和井下抽放措施相结合, 钻孔开采和巷道开采相结合, 强化抽放和常规抽放措施相结合的一系列技术措施, 以保障煤矿的安全生产。

煤炭企业利用全面开采、综合抽放瓦斯的技术, 就是为了更加有效地利用时间和空间, 完成排水立体化抽放, 最大限度地提升瓦斯气抽量, 提高瓦斯气抽放率。使瓦斯抽放方法实现立体化、多元化的发展。在生产实践中有一种能够定向钻头的钻机, 用方向节连接钻杆, 实现任意角度弯曲, 在开采煤层时, 可以向上打任意不同角度的顶板弧形钻孔, 有效地避免了回采时形成的塌落角切孔和煤柱形成的瓦斯抽放“死角”, 这一技术同时还具有成本低、钻进速度快、抽放量大等优点, 是当今抽放瓦斯技术发展的主流方向。

三、结语

人们通过长期与瓦斯灾害的战斗, 找到了有效治理瓦斯的方法途径。摒弃传统观念, 将瓦斯作为一种重要的资源进行开采, 因此构建了“煤炭与瓦斯共同高效开采”的新思路和新概念。近年来, 中国在煤层气开发的实践中已取得了一定的成果。但由于受到多方面因素的制约, 瓦斯抽放整体发展进度依然缓慢。存在着瓦斯抽放技术及工艺不够先进, 甚至是落后的问题, 一些瓶颈技术还没有突破, 新发展区和新矿井瓦斯抽放还没有真正开始, 瓦斯使用率也是非常低的。这都为我们今后一段时间的工作提出了要求。

另外, 通过对中国煤层气开发的特殊性进行积极地探索和仔细地分析, 我们总结了三条重要的具有指导性意见的技术措施:第一, 煤矿企业有条件采用保护层开采时, 一般应该选择“保护层开采及瓦斯抽放”双结合的模式进行瓦斯抽放技术;第二, 对于采动区、采空区一般应该选择地面瓦斯抽放技术;第三, 当今瓦斯抽放技术在朝着“立体化, 多元化, 经济化”的方向发展时, 我们应该应时而上抓住这个发展机遇。

参考文献

[1]叶建平, 史宝生.中国煤储层渗透性及其主要影响因素[J].煤炭学报, 1999, 24 (2) :118-122.

[2]许江, 等.煤与瓦斯突出在危险区预测的研究[M].重庆大学出版社, 2004.

[3]袁亮.淮南矿区煤矿煤层气抽采技术[J].中国煤层气, 2006, 3 (1) :6-9.

影响未开采煤层瓦斯赋存的地质因素篇4

【关键词】瓦斯赋存；影响因素；地质因素

在很多煤矿进行采煤期间，都发生过煤与瓦斯的爆炸事件。所以，很多的煤矿企业都针对这一问题进行了调查和研究，并在调查结果中，总结出了影响开采煤层瓦斯赋存的地质因素，其主要的因素有煤层的储气条件、煤层的地质构造因素和演变活动以及水文地质条件，文本就将对这几方面进行分析，以至于能达到对未开采煤层中的瓦斯含量进行研究，使煤矿在开采中提高回采率，对安全开采具有参考和借鉴意义。

1.对煤层的存储条件进行分析

由于在开采煤层瓦斯赋存的地质因素中，煤层的存储条件起着非常重要的作用。所以，煤层的存储条件可以进行煤层的掩埋深度、煤层的通气性以及煤层结构这三方面的分析。

1.1对煤层的掩埋深度进行分析

煤层的掩埋深度煤矿的安全开采起着非常关键的作用，而通过对开采煤层瓦斯赋存的地质因素的研究与分析，我们总结出了煤层的掩埋深度增大，而瓦斯的存储量也会随之增大。下面就以陈四楼煤矿的二2煤层为列进行分析和研究。

根据上表我们不难看出，二2煤层的瓦斯存储量和煤层的掩埋深度成正比的关系。这是由于煤层的掩埋深度不断增大时，煤层的通气性就会随之降低，进而增加了瓦斯向地表移动的距离，使得瓦斯都聚集在一起，以至于让瓦斯的存储量越来越大。而煤层的掩埋深度同时还影响着煤层的通气性，它的深度不同会使一个煤矿中的通气性也有明显的差别，下面就将对煤层的通气性进行分析。

1.2对煤层的通气性进行分析

煤层中瓦斯存储量的多少也受着煤层通气性的影响。如果煤层的通气性非常的好，那么相对来说，瓦斯就易于扩散。随之，煤层中瓦斯的存储量就会降低；而如果煤层的通气性极差，那么瓦斯就易于集中，不容易扩散，就会导致煤层总瓦斯的存储量增加，进而影响了煤矿开采的安全性。所以，要想使得煤层开采的安全性，首先就要对煤层的通气性进行改革与优化。而煤层的通气性又由煤层的结构所决定，所以下面就将对煤层的结构进行分析。

1.3对煤层的结构进行分析

对于煤矿的安全开采，煤层的结构也起着关键性的影响，尤其是煤层结构中的煤层厚度。它的复杂程度影响着煤层中瓦斯的存储量。它和煤层的掩埋深度一样，都是正向的影响着瓦斯的存储量。但它是通过煤的厚度与煤层的构造特征同时影响着瓦斯存储量的。下面是针对晓南井田14号煤进行简单地分析与研究。

从上表中，我们可以总结出，煤层的瓦斯存储量是和煤层的厚度成正比关系。所以，对于煤层结构极为简单的煤矿，它的瓦斯存储量会非常的少，这样就利于煤层的安全开采。

2.对煤层的地质构造进行分析

在开采煤层时，地质构造也会对瓦斯的存储量进行影响，尤其是地质构造中的褶曲和断层的影响。下面就将对这两种因素进行分析。

2.1对褶曲的分析

所谓褶曲，它是通过面状构造而形成的单个的弯曲。是褶皱的基本单位，而褶皱是岩石在地壳运动所引起的地应力作用下而发生的永久性弯曲变形。它根据不同的形态氛围背斜和向斜两种基本类型。但本文只对背斜进行分析。

所谓背斜是在外形上表现为岩层向上的弯曲。对任何的煤矿来说，背斜轴部的瓦斯存储量都要比背斜鞍部的存储量低。这是由于褶曲的变化而形成的，因为它的变形是归属于弹塑性变形，进而影响瓦斯的存储量。

对于封闭式的背斜来说，它对瓦斯的存储非常有利，不利于瓦斯的扩散，这就使得瓦斯的存储量逐渐增加，让煤层的开采不安全。所以，要根据分析煤层的瓦斯含量，对地质进行背斜鞍部或者是背斜轴部的改造，以至于让瓦斯的存储量进行相对的分布。

2.2对断层的分析

所谓断层，是地壳岩层受到一定强度的力而发生的破裂，并沿着破裂面而有相对移动的构造现象。

在影响瓦斯存储量的地质因素中，断层也起到了明显的作用。在煤层中，根据断层线上原来相邻接的两点在断层运动中的相对运动状况，可以将断层分为正断层和逆断层之分，而在正断层中，断层面几乎都是垂直的，位于平面上方的岩石块推动位于平面下面的岩石块，使之向上移动，这样瓦斯就会顺着断层带而进行扩散和流失，让瓦斯的存储量逐渐减少；而在逆断层中，断层面也几乎垂直，但位于平面上方的岩石块向上移动，而位于平面下方的岩石块向下移动，这样就会使煤层的封闭性非常严密，不易于瓦斯的扩散和流失，从而使得瓦斯的存储量不断地增加。

3.对岩浆活动的分析

所谓岩浆活动是自岩浆的产生，最后到岩浆冷凝固结成岩的全过程。在煤层开彩的过程中，岩浆活动也起着非常重要的角色。它的不断活动，会使煤层中的瓦斯存储量不断的增加。而如果不利用较好的封闭条件时，岩浆会随着温度的升高，而使煤层进行更高的通气，从而使得瓦斯的存储量降低。所以，岩浆的各种活动都在不同程度上影响着煤层开采中瓦斯的存储量。

4.对水文地质条件的分析

水文地质是指自然界中地下水的各种变化的运动的现象。而地下水，它是赋存并运移于地下岩土空隙中的水。所以，地下水的流动，不仅能带动着岩土空隙中的瓦斯扩散；还能使得一部分的瓦斯溶于水中，让瓦斯和地下水一起运移。

由于在煤层的开采中，地下水和瓦斯是共同存在的。所以，地下水的流动，可以促使瓦斯的扩散，也让岩土空隙表面的吸附力降低了，从而增加了瓦斯的扩散能力，让煤层中的瓦斯存储量逐渐降低。

5.总结

综上所述，本文通过对影响开采煤层瓦斯赋存的地质因素的分析，总结出了煤层的存储条件、地质构造、岩浆活动以及水文地质条件这些方面研究分析。得出结果，对那些未开采受瓦斯影响的煤层起到参考借鉴作用，各矿可以根据有利的条件进行开采，以至于达到安全开采减少事故。为创造本质安全型矿井而努力奋斗。

【参考文献】

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瓦斯与煤层气篇5

在煤矿井下的动力现象中,危害性最大的是煤与瓦斯突出。一是这种灾害事故在煤矿中发生的次数多;二是一旦发生这种灾害事故,就会造成大量的煤与瓦斯抛向巷道,推倒设备和支架,形成煤流埋人,使人窒息等事故[1,2,3]。由于瓦斯具有爆炸性和可燃性,一旦遇上火源,又会导致瓦斯爆炸和燃烧事故,危及整个矿井的生产和工人的生命安全。在实际的生产过程中,对煤层的突出危险性进行预测尤其重要。蒋承林等[4,5,6]在突出预测方面做了大量的科学研究,提出初始释放瓦斯膨胀能理论,认为在煤与瓦斯突出过程中,煤体初始释放出来的瓦斯膨胀做功能力的大小决定了煤层是否会发生突出。经过大量的实验研究和现场预测发现,当煤体的初始释放瓦斯膨胀能大于42.98mJ/g以上时,会发生弱突出;当煤体中的初始释放瓦斯膨胀能大于103.8mJ/g以上时,会发生强烈突出。韩颖[7]研究了煤体的初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力的关系,研究发现煤体的初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力呈线性关系。采用初始释放瓦斯膨胀能能够准确的预测煤层的煤与瓦斯突出的危险性,但必须先准确测定煤层内的瓦斯压力。这种方法不仅周期长,而且在遇到地质破碎、裂隙发育的地区很难准确的测出煤层内的瓦斯压力。同时,在施工排放钻孔后,由于钻孔的卸压,煤层的透气性增加,也会使得煤层内的瓦斯压力测定不准确。而煤层的瓦斯含量可以采用直接法准确的测到,但目前受实验仪器的限制,不能测出在一定的瓦斯含量下,煤样的初始释放瓦斯膨胀能。为解决这一问题,可以采用直接法测定煤层内的瓦斯含量,利用朗格缪尔方程间接的得出煤层的瓦斯压力,再根据初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力的关系,准确的得到煤体的初始释放瓦斯膨胀能,结合初始释放瓦斯膨胀能的突出预测理论,就可以对煤层的突出危险性做出准确的预测。

1 初始释放瓦斯膨胀能测定原理及装置

初始释放瓦斯膨胀能是指煤体受地应力作用破坏后,最先释放出来的瓦斯所具有的膨胀做功的能量。它与瓦斯压力的区别是:瓦斯压力具有方向性,从高压指向低压,表示的是动力;而初始释放瓦斯膨胀能表示的是能量,没有方向性。初始释放瓦斯膨胀能既与瓦斯压力有关,也与地应力及煤体强度有关,地应力越大、瓦斯压力越大、原始煤体的强度越小,则初始释放瓦斯膨胀能就越大,煤体就越有可能发生突出[8]。因此,初始释放瓦斯膨胀能与其他指标相比,能够更加全面地反映煤体的突出危险性。

煤样的初始释放瓦斯膨胀能测定装置的主体是一个内径为75mm的煤样罐和一个带阀门的渐缩形喷口。采集的煤样放在煤样罐中,在煤样与喷口之间放有一过滤网对煤样中放散出的瓦斯进行过滤。整个装置与低温浴槽相连,使罐内煤样在吸附瓦斯时保持恒温状态。煤样罐通过截止阀与抽真空系统及高压瓦斯气源相接。煤样罐上安装了3个不同量程的压力传感器,对整个测定过程分阶进行测定。为防止测定前高压气体对中压及低压传感器产生过压破坏,在低压传感器、中压传感器与煤样罐之间各接一电磁阀。压力高时关闭,压力降低时通过控制电路根据罐内的压力信号将低压传感器与煤样罐接通。在煤样罐内,瓦斯膨胀将导致温度变化,测温采用了响应时间较小的P-N结型温度传感器。由于整个测定过程速度很快,为保持阀门打开与数据采集同步,将一个槽式耦合触发器与渐缩喷口上球形阀门的阀把相连,阀门打开时,带动触发器的挡片,触发器接到红外信号,立即触动计算机,并通过SY-12型数据采集板,用4条通道接受传感器传来的压力及温度信号。整个数据采集工作均由计算机控制。

从所取煤样中称取一定重量的煤样,放入图1所示的初始释放瓦斯膨胀能测定装置中,抽真空8-10h。然后将该装置置于相当于煤层温度的恒温环境中,关闭电磁阀与中压及低压传感器之间的截止阀,打开中压、低压传感器的旁路阀门;打开进气阀,与气源沟通,充入预定瓦斯压力的瓦斯。在与煤层同样的温度下,使煤样吸附瓦斯8h。然后,打开计算机数据采集系统,设定好3个压力传感器的数据采集速度以及各段的切换临界值。一切检查无误后,打开电磁阀与中压及低压传感器之间的截止阀,关闭中压、低压传感器的旁路阀门,关闭进气阀,快速打开渐缩喷口上的球形阀,计算机立即进行测定工作,并将测定的各时刻罐内瓦斯的总压与总温数据记录存盘。

将煤样罐内的煤样取出,将与煤样相同体积的铁块放入初始释放瓦斯膨胀能测定装置中,由于铁块不吸附瓦斯,所以在同样的条件下,就可以测定出煤样罐内未被煤样所占据空间(煤样罐内的死空间)中涌出瓦斯的压力和温度的数据。图2所示即为煤样和铁块按照上述方法进行测定时得到的压力与温度的变化曲线。

根据空气动力学公式分别算出这两种情况下由喷口涌出的瓦斯膨胀能曲线,如图3所示。

对这两条曲线的前10s瓦斯膨胀能分别进行积分,除以煤样质量,就分别得到从煤样和死空间涌出的初始释放瓦斯膨胀能W(mJ/g),对这两个值进行作差,所得到的数值就是相应于所充入的瓦斯压力下煤样的初始释放瓦斯膨胀能[9]。

2 初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯含量的关系研究

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400nm以下的微孔占孔隙体积的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。当煤体孔隙表面吸附了一层气体分子后,这种力场就得到了饱和。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[10]。根据朗格缪尔的单分子层理论可导出实际煤体的瓦斯含量计算公式:

$x = \frac{a b p}{1 + b p} e^{n (t_{0} - t)} \cdot \frac{100 - A - w}{100} \cdot \frac{1}{1 + 0.31 w} + \frac{V p Τ_{0}}{Τ p_{0} ε} (1)$

式中:a,b-吸附常数;

p-煤层瓦斯压力,MPa;

t0-实验室测定煤的吸附常数时的实验温度,℃;

t-煤层温度,℃;

n-系数; $n = \frac{0.02}{0.993 + 0.07 p}$ ;

A-煤中灰分,%;

W-煤中水分,%;

x-煤的吸附瓦斯量,m3/t(标准状态下);

V-单位质量煤的孔隙容积,m3/t;

T0,p0-标准状况下的绝对温度(273K)与压力(0.101325Mpa);

T-瓦斯的绝对温度,T=273+t1,t1为瓦斯的摄氏温度,℃;

ε-瓦斯压缩系数。

初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力之间是一种线性关系,即初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力之间符合下面关系式:

w=a0p (2)

式中:w初始释放瓦斯膨胀能;a0待定系数;p相对瓦斯压力。

我们看到式(2)为一个一元一次函数,只需简单的做一组实验就可以确定待定系数a0的值。由于煤层内的瓦斯含量与瓦斯压力之间的关系符合公式(1),我们可以通过采用直接法测定煤层内的瓦斯含量(损失量、解吸量和残存量之和),然后代入式(1),采用maple[11]数学软件,就可以间接的求出煤层的瓦斯压力,再把求出的煤层瓦斯压力带入式(2)就可以得出煤样的初始释放瓦斯膨胀能,然后结合初始释放瓦斯膨胀能的突出预测理论,就可以对煤层的突出危险性做出准确的预测。

3 实际应用分析

在对优派能源(新疆)阜康煤业有限公司小黄山煤矿主井井筒揭A6煤层的过程中,所测得的A6煤层的原始瓦斯压力为1.4MPa,采用取芯器取得了A6煤层煤样,在实验室测定了该瓦斯压力下煤样的初始释放瓦斯膨胀能为107.8mJ/g,大于103.8mJ/g,根据初始释放瓦斯膨胀能的突出预测理论,A6煤层有强烈的突出危险性。把A6煤层的瓦斯压力与测定的初始释放瓦斯膨胀能代入式(2),可以确定A6煤层的待定系数a0的值为77。

在对A6煤层消突验证时,由于在施工抽放钻孔的过程中,井筒前方的岩体以及煤体被破坏,岩体较为破碎、裂隙发育,无法准确测出煤层内残余的瓦斯压力。为了对A6煤层是否消除突出危险性准确验证,采用直接法测定煤层内残余的瓦斯含量,所测得的残余瓦斯含量为6.4 m3/t。把测得的结果代入式(2),可解出煤层内的残余瓦斯压力为0.508MPa;再把待定系数a0的值77、残余瓦斯压力0.508MPa代入式(2),就可得出消突后煤体的初始释放瓦斯膨胀能为39.12 mJ/g,小于弱突出临界值42.98mJ/g。所以此时主井井筒下方A6煤层已不具备突出危险性,可以安全的揭开煤层。依据预测的结果,小黄山煤矿目前已安全的穿越A6煤层,且在揭开及穿越A6煤层过程中没有出现动力现象及瓦斯涌出量异常现象。在不具备准确测定残余瓦斯压力的条件下,该研究成果实现了准确的预测消突过后煤层的突出危险性。在计算中所用到的参数如表1、2所示。

4 结论

(1)可以采用直接测定煤层瓦斯含量的方法来间接的得出煤样的初始释放膨胀能,比采用测定煤层内的瓦斯压力,然后通过实验的方法来得出煤样的初始释放瓦斯膨胀能更快速和准确。

(2)为地质破碎、裂隙发育,特别是施工排放钻孔后很难准确测出煤层的瓦斯压力的矿区,提供了一种准确、快速的测定初始释放瓦斯膨胀能的新方法。

(3)克服了采用测定煤层瓦斯压力结合实验得到初始释放瓦斯膨胀能测压周期长、封孔施工困难、费用高等一些难题。

摘要：基于初始释放瓦斯膨胀能理论,根据突出模拟实验中发生突出时初始释放瓦斯膨胀能的临界值以及初始释放瓦斯膨胀能与瓦斯压力的关系,结合朗格缪尔方程,得出初始释放瓦斯膨胀能与煤层瓦斯含量的关系。该方法只需通过少量实验,就可以快速、准确得出煤样的初始释放瓦斯膨胀能,解决了通过瓦斯压力实验得出煤样初始释放瓦斯膨胀能测压周期长,特别是在地质破碎,裂隙发育的矿区很难准确测出瓦斯压力的难题。这一研究成果对石门揭煤和煤巷掘进中的突出预测具有重大意义。

关键词：膨胀能,瓦斯压力,瓦斯含量

参考文献

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[10]胡英,陈学让,吴树森.物理化学(中册)[M].北京:高等教育出版社,1983:93-101

瓦斯与煤层气篇6

一、工作面概况

11011工作面设计走向长度268m, 倾斜长度110m, 煤层倾角12°~15, 可采长度238m, 平均煤厚3.8m, 可采储量11.2万吨。11011下付巷标高+20米, 垂深240米, 6m2矿用钢支护, 在掘进至146米时, 底板突然升起, 迎头位置处于一向斜轴部附近且该处发育一条落差约4米的正断层。巷道坡度随即调整为零坡度, 掘进3米后, 巷道断面为揭露底板2.2米, 上面煤厚0.5米, 巷顶煤厚5米。

2007年10月19日四点班煤巷队在掘进期间, 掘进面迎头前上方的煤向外冒落, 并伴随有连续煤炮声, 工作面瓦斯浓度迅速增大, 17:01分~17:14分, 迎头瓦斯超限, 超限时长为13分钟, 最大值15%;回风流瓦斯超限时间为17:11分~18:19分, 超限时长为68分钟, 最大值9.65%。工作面冒落煤量约8吨, 瓦斯量涌出量约848m3, 没有分选现象, 掘进头支架完好。

为了保证正常掘进, 我矿于2007年11月份安装了瓦斯抽放系统, 在掘进过程中进行了抽放, 使该工作面于2008年元月份安全贯通。

在工作面回采期间, 我矿制定了专项安全技术措施并严格落实, 在工作面下付巷进行抽放, 工作面切巷内打瓦斯释放孔并进行效检, 保证了工作面安全顺利回采。

二、瓦斯防治安全技术措施方案设计

抽放设备为两台92m3/min水循环真空抽放泵 (一备一用) , 抽放主管为直径200mm螺旋管, 工作面下付巷距切巷口150m范围内顺层抽放孔抽放, 工作面切巷内打瓦斯释放孔释放瓦斯并同时进行效检, 降低工作面瓦斯压力及减少瓦斯风排量。

(一) 上、下付巷顺层抽放:

1、钻孔设计原则:

11011回采工作面回采期间, 利用在上付巷下帮和下付巷上帮的预抽钻孔对工作面进行预抽。根据12月15日我矿召开的11011瓦斯治理现场会要求, 11011上付巷下帮布置抽放钻孔一排, 下付巷上帮布置成两排, 同排钻孔的孔间距为1.8m左右, 下付巷两排排距0.8米, 钻孔整体呈三花眼布置。上、下付巷的钻孔深度应不小于65m, 上、下付巷的预抽钻孔平行于切巷上下交叉布置, 其交叉长度不小于10米, 并控制全煤厚。钻孔的施工顺序采取由切巷向外依次施工, 成孔一个联网一个 (见图) 。

2、钻孔施工:

采面预抽钻孔采用ZYG-150型钻机, Φ65mm钻杆, Φ89mm钻头风排粉进行施工。

3、钻孔的验收:

每一个钻孔施工结束, 都需汇报调度室, 由当班专职瓦检员及当班跟班调度员进行联合验收, 通风科进行抽查。验收结果由施工队当班班长负责记录在现场的记录本上, 并有验收人员签字。施工及验收记录应包括以下内容:钻孔的开孔位置、钻孔方位角、钻孔倾角、钻孔长度、钻孔施工过程中的顶钻、卡钻、喷钻位置以及钻探控制的构造等。

4、封孔:

预抽孔采用PE管、聚氨酯进行封孔, 封孔管直径50mm, 长度不小于8米, 封孔深度为不小于6m。

5、管路连接:

利用埋线胶管将采面预抽单孔连接到主管路每6m安装的集流器, 主抽放管路连接到16抽放泵进行抽放。

6、钻孔报废:

采面预抽钻孔在工作面采至抽放钻孔位置前可进行本煤层瓦斯预抽, 当采至钻孔位置时或当进行瓦斯浓度和流量测定时, 瓦斯浓度在2%以下或没有抽放流量时, 该抽放钻孔确定为报废钻孔, 进行关闭或拆除。

(二) 实际施工情况:

实际施工过程中, 由于受地质构造及施工技术的影响, 钻孔数量和长度未能达到设计要求, 上付巷最长钻孔长度为50.6m, 下付巷最长钻孔长度为48m, 同时上付巷钻孔孔口最高瓦斯浓度2%, 未进行抽放, 只在下付巷进行连管抽放, 造成工作面上、下付巷钻孔未叠加, 出现了空白带。

(三) 切巷瓦斯释放孔方案:

因上、下付巷钻孔中出现空白带, 4月15日, 煤炭局通风管理科、生产科、安监大队对我矿1 1 0 1 1工作面进行预测, qmax=5.77L/min、smax=5.4kg/m, 根据煤炭局总工程师的要求, 在工作面施工释放钻孔, 并于4月18日0点班对16071进行了效果检验, 效检结果为qm ax=1.5 7 L/min、smax=3.6k g/m。

1、钻孔布置:

11011采煤工作面采取浅孔释放措施。释放钻孔分上下两排布置, 上排钻孔控制顶煤, 下排钻孔控制开采层, 钻孔在下切巷向上60m瓦斯较高地段, 钻孔布置成两排, 孔距0.6m, 两排错开, 总体呈“三花眼”布置, 工作面上段瓦斯较低的区域, 钻孔布置成一排, 单孔间距1.2m。每个钻孔孔径不小于75mm, 孔深不得小于30m。

2、钻孔施工:

11011工作面切巷当班未回采段, 释放钻孔采用ZQS65/2.5型防突钻机配合Φ69mm钻杆, Φ75mm钻头风排粉进行施工。

3、钻孔验收:

每一个钻孔施工结束, 由当班专职瓦斯检查工 (安监员) 进行验收。验收结果由施工队当班打钻负责人负责记录在现场的打钻记录表上, 并有验收人员及打钻负责人签字, 并汇报调度室。施工及验收记录应包括以下内容:钻孔的开孔位置 (距顶、距底、距上切口的距离) 、钻孔方位角、钻孔倾角、钻孔长度、钻孔施工过程中的顶钻、卡钻、喷钻位置以及钻探控制的构造等。

打钻记录表由专职瓦斯检查工 (安监员) 负责当班下班后交安监科值班室, 由安监科立即交通风科进行数据分析, 并上图。

4、效果检验:

(1) 效检指标:

根据实际情况, 煤炭局将我矿qmax定为5L/min, Sma x值定为6kg/m, 必须保证两个值均不超限后方可进行回采, 若有一值超过规定, 则该工作面释放孔措施施工无效, 必须采取补打效检孔等措施并经效果检验, 确定q值、S值均小于临界值后方可进行回采。

(2) 效检孔布置:

工作面每隔10m布置一个效检孔, 在切巷距底板1m处, 垂直于煤壁布置一排钻孔, 钻孔直径为42mm, 孔深6m。

(3) 允许回采长度:

工作面效检长度为6m, 允许回采4m, 必须始终保2m的效检超前距, 以保证工作面安全回采。

(四) 注水管理:

为了防止工作面回采期间发生顶煤冒落, 造成工作面瓦斯涌出量瞬间增大, 我矿严格参照郑煤集团公司通风管理部【2008】8号文《郑州矿区二1“三软”煤层注水及粉尘测定实施办法》执行, 加强工作面注水管理, 提高了煤层锈结性, 减少了冒顶及瓦斯超限概率。

三、效果

瓦斯与煤层气篇7

针对该工作面瓦斯赋存特点, 提出从3个方面入手, 以保证煤巷的掘进:①研究工作面防突措施钻孔布置及施工工艺;②采取钻孔高压磨料射流割缝技术;③加强支护, 减少工作面前方应力集中影响。

1 工作面概况

己15-12010运输巷位于首山一矿己二采区上部, 西邻-600 m轨道石门, 东至高沟逆断层附近, 北面紧邻白石山背斜, 南面尚未开采。工作面走向长1 186 m, 标高为-600～-606 m。工作面沿己15煤层顶板掘进, 煤层平均厚度3.5 m, 煤层倾角为0～11°。煤层瓦斯压力为1.4 MPa, 瓦斯含量为10.5 m3/t, 煤层硬度系数为0.3, 煤层透气性系数为0.871 m2/ (MPa2·d) 。该工作面位于白石山背斜南翼, 紧邻白石山背斜, 直接顶板为厚1.8～3.5 m的泥岩, 具滑面, 易离层脱落。基本顶为厚7.7～14.2 m的中粒砂岩。直接底板为泥岩、砂质泥岩, 厚度8.5～13 m。断层构造较为发育, 断层落差0.3～2.2 m居多, 多为正断层。工作面应力集中, 煤层赋存不稳定, 煤体破碎、松软, 瓦斯含量较大, 属高地应力工作面。

2 综合治理措施

2.1 强化支护, 减少应力集中

(1) 工作面采用锚杆、锚索、金属网、W型钢带联合支护。顶锚杆和帮锚杆均选用Ø22 mm×2 400 mm的高强锚杆, 锚杆间排距均为800 mm;金属网采用热镀钵低碳丝经纬编织网, 网孔为40 mm×40 mm, 全断面挂网;锚索规格为Ø17.8 mm×7 500 mm, 间排距均为1 600 mm, “三三”布置。

(2) 严格按措施要求施工, 重新规范锚杆、锚索安设质量, 施行规范化、程序化管理。要求锚杆锚固力大于100 kN, 锚索锚固力大于200 kN, 做到有效支护顶板, 防止工作面前方应力集中。

(3) 缩小循环进度。循环进度为0.8 m, 严格控制炮眼深度和装药量, 炮眼深度控制到1 m以内, 装药量控制到1 kg以下, 防止炮后煤壁片帮, 诱发突出事故。

2.2 高压磨料射流割缝与瓦斯排放相结合技术

高压磨料射流割缝即在煤层中先施工一个钻孔, 然后在钻孔内利用高压水射流对钻孔两侧的煤体进行切割, 在钻孔两侧形成一条具有一定深度的扁平缝槽, 利用水流将切割下来的煤体带出孔外。目的在于提高瓦斯抽放效果, 改变准备巷道工作面前方煤层的瓦斯动力性质。煤层的超前水力割缝所形成的很深的卸压、排瓦斯钻孔槽, 能使煤层的地应力和瓦斯压力重新分布, 从而使煤体中的高应力区强度降低, 同时, 使硬煤湿润, 强度降低, 塑性增大, 煤层整体在暴露前提前破坏, 产生较长的破裂带, 以利于工作面前方及两帮煤体中的瓦斯提前释放。

(1) 钻孔布置及优化。

工作面前200 m掘进期间, 措施孔平行顶板布置3排, 每排孔布置8个, 共计24个。钻孔布置根据瓦斯排放半径0.9 m布置, 但由于钻工操作水平和煤层赋存状况经常变化, 瓦斯排放效果不佳, 防突测试指标连续出现超标, 炮后瓦斯出现异常现象。因此, 结合水力割缝技术特点, 对防突措施孔作如下布置:平行煤层顶板布置3排水力割缝钻孔, 每排6个, 共计18个, 投影孔深20 m。第1排距离煤层顶板0.8 m, 第2排距离煤层顶板1.5 m, 第3排距离煤层顶板1.9 m或布置在第2排钻孔与煤层底板中间。

(2) 钻孔的施工工艺及劳动组织。

①工作面配备3台QFZ-22型防突轻便钻机, 2台同时使用, 1台备用;②配备2套测试仪器、仪表, 由2个专职防突测试工操作, 实行专业化、程序化防突测试;③工作面措施孔打钻队伍专业化。打钻、割缝时间定为每天检修班工作时间, 由专一防突工执行防突措施, 做到随打、随割。

(3) 综合防突措施。

高压磨料射流割缝技术与钻孔瓦斯排放相结合的综合防突技术措施, 实施了从点到线、从线到面、继而构成立体的卸压技术。

2.3 前探抽放钻孔

距离巷道底板1 m处布置1排前探抽放钻孔, 3个孔, 孔径75 mm, 投影孔深40 m, 两帮控制到巷道轮廓线外15 m, 措施允许进尺25 m, 保留10 m措施孔超前距。钻孔施工完后进行联网抽放。施工前探钻孔在促使煤体卸压、降低瓦斯含量和压力、消除地应力的同时, 可探明工作面前方35 m范围内的地质构造。

2.4 穿层钻孔抽放

在工作面顶板高抽巷内向运输巷煤体打钻进行瓦斯抽放, 穿层钻孔沿煤层走向每隔4 m布置1组, 每组2个孔, 平均孔深25 m, 孔径为75 mm, 其终孔位置控制到己16, 17煤层底板0.2 m处, 并用地面站2BEC-62型瓦斯抽放泵及其抽放管路系统直接对煤层进行预抽, 预抽时间不少于2个月。

3 结语

(1) 针对复杂煤层条件而采取的瓦斯综合治理措施, 具有先进性和实用性, 能有效地控制顶板和瓦斯突出, 确保施工安全。

(2) 突出煤巷掘进进尺由原来的月平均炮掘50 m提高到现在的78 m, 瓦斯浓度由原来的0.20%～0.40%降到0.05%～0.20%, 效检指标下降趋势较明显。

(3) 通过瓦斯综合治理措施, 取得了良好的技术经济效果。采取的针对性防突措施, 有效控制了煤与瓦斯突出事故和瓦斯超限事故, 缩短了措施执行时间, 提高了突出煤巷掘进速度, 降低了盲目投资, 提高了矿井的经济效益, 实现了安全、高效施工。

摘要：通过河南平宝公司首山一矿己15-12010运输巷掘进工作面的瓦斯地质分析, 提出了高压磨料射流割缝技术与钻孔瓦斯排放相结合的综合防突技术措施, 提出从点到线、从线到面, 继而构成立体的卸压理念, 大大提高了突出危险掘进工作面的掘进速度。

低透气性煤层瓦斯抽采技术与应用篇8

1 煤层透气性的测定

煤层的透气性是指在煤层的不同方位之间存在着压力差, 在压力差的驱动下瓦斯流动的状态和难易程度, 以透气性系数加以衡量。钻孔径向流量法是测定煤层透气性系数的方法之一, 其实用性强、测定结果准确、受煤层条件限制程度低, 因此目前在我国多数矿区被推广应用。用此方法测定出的煤层的透气性系数可以用来评价瓦斯抽采的可能性大小。在压力差为二次方兆帕时, 每日流过一平方米煤截面的瓦斯量小于10平方米时表明瓦斯抽采的可能性较大, 如果小于0.1平方米时表示煤层透气性特别差, 瓦斯难以抽采。

2 低透气性煤层瓦斯抽采的技术难点和着眼点

瓦斯爆炸、瓦斯燃烧、煤与瓦斯突出、瓦斯窒息是影响煤矿安全生产的主要事故类型。煤层瓦斯抽采技术就是在煤层中的瓦斯聚集区域打钻, 使钻孔连入专用管路, 通过专用设备将瓦斯抽采至地面, 达到降低瓦斯涌出量和聚集浓度, 防范和遏止特大瓦斯事故的目的。同时, 通过瓦斯的大量抽放, 也可变害为利, 使瓦斯这种不可再生资源服务于人类。因此低透气性煤矿层, 尤其是松软型低透气性煤层的瓦斯抽采, 对技术水平和设备的精密度的要求非常高。这种地质结构决定了煤层坚固性差, 钻孔难以成型, 即便打出的钻孔符合要求, 在抽放过程中也很容易发生塌孔和喷孔现象。同时, 由于煤层透气性低, 瓦斯流动性差, 往往使抽采出的瓦斯浓度低, 效果不好。

因此, 对松软型低透气性煤层瓦斯进行抽采时关键要解决两方面的技术难点: (1) 钻孔设计时要着重考虑地质特征, 适量增加钻孔的数量和抽放的时间, 这样可以增加钻孔钻进煤层的深度和防范单个钻孔塌孔的现象。 (2) 从技术手段上增加煤层的透气性, 提高瓦斯抽采的数量和浓度, 这是低透气性煤层瓦斯抽采中应着重研究的因素。

3 低透气性煤层瓦斯抽采技术与应用

煤矿瓦斯抽采技术在我国已经多年的探索和研究, 随着抽采技术的发展和提高, 其实用性和针对性越来越强, 但对于低透气性煤层瓦斯的抽采仍是我们应深入研究的技术难题。

3.1 水力钻孔增透技术

这种技术较为适用于类似于九里山矿这样的突出煤层。水力钻孔增透技术就是通过高压水流的冲刷、钻头的切割和抽放时间的延长, 水力掏槽孔的尺寸不断增大, 孔道周边的煤体、煤层、裂隙等发生位移、卸压、膨胀等物理变化, 通过一连串的相互作用, 提高煤层的透气性, 增加瓦斯的渗透率, 促进瓦斯的排放和抽取效率。在具体实施时应重点考虑以下几个因素: (1) 对抽巷抽采的设计; (2) 选用钻孔尺寸、钻孔的间距; (3) 水利冲孔设备的选择; (4) 钻孔倾角的合理测定; (5) 确定合理的水压; (6) 冲孔时钻头上喷嘴型号的选定; (7) 冲孔孔洞的孔径测算; (8) 对瓦斯抽采的浓度、流量及影响因素进行合理预测和分析。以上这些都是影响出煤量和瓦斯抽采效果的关键因素。水力钻孔技术安全性高、效果明显、应用性强, 通过改变突出煤层的自然属性, 治理煤与瓦斯的突出问题, 提高瓦斯的抽采效率, 减少了工作区内的渣粒浓度, 改善了工作环境。

3.2 深孔控制预裂爆破增透技术

这种技术要运用到炸药爆破技术, 施工较为麻烦, 装药、爆破工艺较复杂。它是利用因炸药爆炸而产生的强冲击波和高压气体在控制孔内的共同作用, 使煤体变形, 在爆炸的不同区域发生不同程度的破坏, 产生相互贯通的裂隙网, 并在受力的连环作用下裂隙范围不断扩大, 从而使煤矿层的透气性增加。这种方法的优势就是作用范围大, 卸压增透效果明显。

3.3 高压水力割缝技术

这种技术利用了高压水流的脉冲特性, 对钻孔内部进行切割, 以抽放孔为中心, 减小煤层内部的压力。同时随着切缝的扩大和裂缝的形成瓦斯大量涌出, 促使整块煤体区域快速卸压, 提高煤矿层的通透性。在实施过程中要用到高压乳化泵、高压脉冲水射流密封钻杆等专用设备, 可快速高效地实现对瓦斯的抽采。煤矿开采生产中瓦斯灾害是安全生产的主要因素之一, 开采深度的增加使传统瓦斯抽采技术的效果将大打折扣, 因此采用合理的瓦斯抽采技术, 保障煤矿安全生产, 为低透气性煤层瓦斯抽采提供技术指导, 解决矿区实际问题。

参考文献

[1]周军民.水力压裂增透技术在突出煤层中的试验[J].中国煤层气, 2009, 6 (3) :34-39.

[2]陈静, 王继仁, 贾宝山.低透气性煤层瓦斯抽采技术与应用[J].煤炭技术, 2009, 28 (3) :70-72.

[3]蔡峰.高瓦斯低透气性煤层钻孔预裂爆破强化增透效应研究[D].淮南:安徽理工大学, 2008.

瓦斯与煤层气篇9

关键词：突出煤层立体交叉抽放瓦斯

煤矿瓦斯抽放是解决高瓦斯涌出，防治灾害事故的根本性措施。我国矿井瓦斯抽放工作虽经过40多年的发展，目前在科研和生产实践中已经建立了一套适应各种不同地质条件和采掘布置的抽放瓦斯方法，并有成套的装备可供应用，但抽放工艺和技术仍待发展。为减少瓦斯灾害，提高瓦斯抽放效果，鹤煤十矿通过抽放方式、方法的改变，达到顺层钻孔与穿层钻孔立体交叉布置相结合，预抽、边采边抽、采空区抽放、保护层卸压抽放相结合，形成在时间上、空间上的立体交叉综合抽放。

1 所研究矿井的现状

1.1 抽放系统现状

鹤煤十矿井深达729.5m，地压大、瓦斯含量高且有突出危险，目前瓦斯抽放系统分为地面及井下两部分，地面泵站安装两台2BEC42型水环式真空泵，目前抽放负压40kPa，抽放浓度9%～12%，抽放纯量5～8m3/min。井下设有两个移动抽放泵站，一个是-575地区抽放泵站。目前该泵站装备两台2BE-303型水环式真空泵，抽放负压55.18kPa，抽放纯量2～4m3/min；二是-250移动泵站，装备两台SK-60型水环式真空泵。但是瓦斯抽放率较低，一直是影响矿井安全生产的重大威胁。

1.2 煤层瓦斯基础参数进行测试

2002年5月经抚顺煤科院鉴定为突出矿井。2007年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对涌出量25.9m3/min，相对涌出量为27.5m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。2008年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对涌出量25.33m3/min，相对涌出量为24.32m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对涌出量24.83m3/min，相对涌出量为21.32m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。

1.3 瓦斯地质规律

根据测试可得不同的标高所对应的瓦斯含量：

煤层底板标高-215m处的瓦斯含量趋势值是5m3/t。

煤层底板标高-343m处的瓦斯含量趋势值是8m3/t。

煤层底板标高-513m处的瓦斯含量趋势值是12m3/t。

煤层底板标高-641m处的瓦斯含量趋势值是15m3/t。

十矿瓦斯含量梯度为2.1m3/t·100m。

2 针对1307工作面进行立体交叉钻孔瓦斯抽放设计

鹤煤十矿二1煤层开采时，考虑到煤层瓦斯含量较大，采掘工作面均需要实施瓦斯抽放，根据采区的地质情况、开采的巷道布置以及施工条件选择采用本煤层钻孔和底板巷穿层钻孔立体交叉抽放的综合瓦斯抽放方法。工作面形成系统前，底板巷穿层钻孔与顺槽钻场边掘边抽钻孔形成立体交叉，抽放煤巷条带煤层瓦斯。工作面形成系统后，底板巷穿层钻孔与工作面顺层钻孔形成立体交叉，抽放回采区域煤层瓦斯。

2.1 1307底板抽放巷穿层钻孔瓦斯抽放

穿层钻孔抽放是煤矿进行瓦斯抽采的一种方法。根据钻孔用途和施工方法的不同，穿层钻孔可分为2类：

①穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。②穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。以上两种方法全部在1307工作面进行使用，其钻孔示意图如图1所示。

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图1 穿层钻孔布置示意图

2.2 本煤层钻孔瓦斯抽放

本煤层瓦斯抽放，又称开采层瓦斯抽放，主要是为了减少煤层中的瓦斯含量和回风流中瓦斯浓度，以确保矿井的安全生产。本煤层抽放方法有巷道预抽本煤层瓦斯、钻孔法预抽本煤层瓦斯和边采（掘）边抽本煤层瓦斯。具体布孔方法：利用工作面轨道顺槽，向回采工作面打迎面平行钻孔，如图。

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图2 本煤层抽放示意图

2.3 顺槽掘进期间边掘边抽进行瓦斯抽放

通过在巷道两帮施工钻场，在钻场内沿工作面走向方向施工长钻孔抽放瓦斯，以达到消除突出危险、保证工作面掘进进尺的目的。首先，通过长钻孔抽放可减少由煤体涌入巷道空间的瓦斯，降低风排瓦斯量；其次，采取抽放措施后，煤体的瓦斯压力得到释放，地应力也显著降低，即通过降低诱导瓦斯突出的地应力和瓦斯压力来消除煤与瓦斯突出危险。

3 对1307工作面瓦斯抽放效果进行考察、分析和研究

分别对1307工作面抽放瓦斯浓度、负压、瓦斯量（本煤层顺层钻孔抽放和底板巷穿层钻孔抽放总量）、风排瓦斯量（上、下顺槽风排瓦斯量）、抽排瓦斯量等进行了考察研究，具体考察结果详见图3所示。

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4 主要结论

4.1 以煤层瓦斯基础参数测试结果为基础，结合1307工作面地质构造等具体情况，对顺槽本煤层瓦斯抽放、底板抽放巷穿层孔抽放等瓦斯抽放方法进行分析论证，并结合附近采区瓦斯治理方案，提出了适合1307工作面的综合瓦斯抽放技术，并进行了瓦斯抽放设计。

4.2 实施本煤层及底板抽放巷穿层钻孔交叉抽放后，煤层的瓦斯含量有了明显降低，测定结果显示，1307工作面残余瓦斯含量为2.86m3/t～6.36m3/t之间。

4.3 为解决工作面防突问题，通过实施底板抽放巷穿层钻孔及顺层钻孔立体交叉抽放技术，即在工作面形成系统前，底板巷穿层钻孔与顺槽钻场边掘边抽钻孔形成立体交叉，抽放煤巷条带煤层瓦斯。工作面形成系统后，底板巷穿层钻孔与工作面顺层钻孔形成立体交叉，抽放回采区域煤层瓦斯，明显降低了煤层瓦斯含量，保证了风流瓦斯浓度不超限，抽放效果良好。

参考文献：

[1]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京：煤炭工业出版社，2001：10-20.

[2]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州：中国矿业大学出版社，1992：45-

60，170.

[3]卢鉴章，刘见中.煤矿灾害防治技术现状与发展[J].煤炭科学技术，2006（5）：29-32.

瓦斯与煤层气篇10

金岭煤矿是郑州市磴槽企业集团下属的一个煤矿企业, 井田走向4.5 km, 倾斜宽2.1 km, 面积9.45 km2, 井田可采储量0.53亿t, 矿井采用斜井、立井综合方式开拓, 主、副井为斜井, 专用回风井为立井。设计生产能力为90万t/a, 矿井服务年限为58.8 a。设计开采的煤层为山西组二1煤和石炭系太原组的一7煤。其中二1煤平均厚度5.5 m, 瓦斯含量为10.1 m3/t, 瓦斯压力为2.1 MPa, 煤层具有突出危险性, 煤层透气性小于0.001, 属较难抽放煤层;一7煤层平均厚度为0.5 m, 属高瓦斯煤层, 无突出危险性, 一7煤顶板为石灰岩, 厚7 m。一7煤在二1煤下部, 相距20 m。为了安全回采二1煤层, 消除二1煤层的突出危险, 矿决定将一7煤作为解放层进行开采, 增强二1煤层的透气性, 同时对上部的二1煤层进行抽放, 减少其瓦斯含量, 降低瓦斯压力, 消除了二1煤层瓦斯突出危险。

通过开采解放层, 使得被解放层透气性增加, 将不易抽采煤层变为容易抽出煤层。开采解放层的同时要根据瓦斯涌出量的规律及时进行抽采, 可以降低被解放层内的瓦斯含量, 减小瓦斯压力, 从根本上消除了煤层的突出危险性。

2 两层煤工作面巷道及瓦斯抽放巷道的布置

2.1 一7煤工作面巷道布置

以一7煤11706工作面为例, 工作面倾斜长度为150 m, 顺槽长度为1 020 m, 巷道沿煤层走向布置, 巷道规格为高×宽=2.6 m×4 m。由于顶板为灰岩, 稳定而坚硬, 只用锚杆对围岩进行加固, 锚杆间排距为1.0 m×1.0 m。

2.2 二1煤工作面巷道布置

以二1煤12106工作面为例, 工作面倾斜长度110 m, 顺槽长度为1 000 m, 顺槽规格为高×宽=2.6 m×4 m, 采用锚梁网 (索) 支护。在投影方向上, 二1煤要布置在一7煤采空区的正上部, 并采用内错的方式进行布置, 二1煤顺槽要布置在一7煤顺槽的内侧25 m的位置, 二1煤切眼布置在一7煤切眼内侧20 m的位置, 以便使二1煤层工作面能够得到全部解放。

2.3 抽放巷的布置

抽放巷布置在一7煤和二1煤层中间, 距离上下煤层为10 m, 抽放巷断面为高×宽=3 m×3 m, 每隔20 m打一个钻场, 钻场规格为高×宽×深=3 m×3 m×3 m。在一7煤工作面开采前, 从每个钻场向二1煤层内打6个钻孔, 钻孔要穿过二1煤层进入顶板5 m, 钻孔终孔点沿二1煤工作面倾斜方向均匀布置, 钻孔终孔距离为20 m, 钻孔呈扇形布置, 钻孔形成的扇形平面与工作面走向方向垂直相交。钻孔直径为120 mm, 钻孔终孔点形成的连线要将上部二1煤层工作面全部包括。

3 瓦斯抽采系统

3.1 地面建立瓦斯抽放泵站

配置2台型号为2BEC67瓦斯抽放泵, 电机功率为500 k W, 抽放能力为420 m3/min, 主管路直径为730 mm。

3.2 管网布置

从地面泵站将主管路顺着专用回风井和专用回风大巷铺设, 再利用直径为426 mm的分管接到抽放巷内, 通过分路器与插入钻孔内的支管连接形成瓦斯抽放管网。支管直径为75 mm, 封孔深度为8 m。

3.3 瓦斯抽放

在一7煤工作面开采前, 将管网连接好, 开采后随即将阀门打开, 开始对二1煤进行瓦斯抽采。由于一7煤顶板的下沉, 致使二1煤层内裂隙增加, 透气性大大增强。

通过现场测定, 在解放层开采过后, 透气性系数由0.000 5 m2/ (MPa2·d) 增加到0.5 m2/ (MPa2·d) , 透气性增加了约1 000倍。抽放负压为20~30 k Pa, 钻孔内的瓦斯体积分数为4%~90%, 单个瓦斯抽放纯量0.01~0.6 m3/min。

通过观测, 在一7煤回采过程中, 随着钻孔距离一7煤工作面越来越远, 单孔瓦斯抽放体积分数和抽放量出现了规律性的变化, 具体变化量如表1所示。

4 一7煤层开采情况

由于一7煤层厚0.5 m, 开采时破底板0.3 m, 总体采高为0.8 m, 采空区顶板为缓慢下沉, 由于一7煤顶板的下沉, 使得上部的二1煤层裂隙增加, 从而煤层透气性增加。

5 瓦斯抽放后二1煤层参数的变化