【采礦課件】工程實例

1、采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)采空區(qū)瓦斯涌出量與采面總瓦斯涌出量的比值叫采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)的大小直接反映了采面的瓦斯量大小。 以平煤集團公司一礦戊21191工作面為例，采用下面幾種方法估計采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù) 方法一： 戊-21191工作面投產(chǎn)后，當(dāng)工作面推進30m左右時，老頂初次垮落，工作面回風(fēng)流中瓦斯急劇增大，可認(rèn)為，回風(fēng)流中的瓦斯?jié)舛扔衫享敵醮慰迓淝?.26增加到0.58以后推算，開采初期采面煤壁和落煤的瓦斯涌出量為2.3m3min, 采空區(qū)瓦斯涌出量為2.83 m3min，采空區(qū)瓦斯涌出量占總瓦斯涌出量的55，煤壁和落煤占45。 方法二： 在正常生產(chǎn)期間的生產(chǎn)班，在工作面距回風(fēng)巷

2、約20m處有整個橫斷面上從煤壁到支架均勻的布置測點，如圖1所示，多次測定各點的瓦斯?jié)舛龋页鰸舛茸畹偷臏y點，并測量濃度最低點到煤壁和到采空區(qū)的距離，將數(shù)據(jù)處理后繪制成圖，根據(jù)圖2求出煤壁、采空區(qū)瓦斯涌出量在工作面瓦斯中所占的比例。 圖1 瓦斯觀測點分布圖 采空區(qū)瓦斯涌出量按圖2計算，則采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)k采空區(qū)由公式計算得出。圖2采空區(qū)瓦斯涌出量計算圖表1測得的是檢修班時，采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)。生產(chǎn)班時，增加了落煤瓦斯涌出，而采空區(qū)瓦斯涌出也有所增加，但是，落煤增加的比例要比采空區(qū)增加的比例大。 表1平煤(集團)公司一礦戊-21191采面平均測量結(jié)果 測定時間 濃度最低點距煤壁的距離（m）濃度最

3、低點距采空區(qū)的距離（m）采空區(qū)占總瓦斯涌出量的比例（%）檢修班15521559因此，生產(chǎn)班時采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)要比檢修班時小。方法三：平煤（集團）公司一礦戊-21191輔助回風(fēng)巷利用風(fēng)機進行抽放，抽出的瓦斯除一小部分為回風(fēng)巷漏風(fēng)外，絕大部分為采空區(qū)瓦斯，進行抽放后，上隅角仍然涌出一部分采空區(qū)瓦斯，理論上采空區(qū)瓦斯應(yīng)是抽放的瓦斯加上上隅角涌出的瓦斯，但是由于抽放，使采空區(qū)的涌出強度增加，比不抽放要多涌出一部分瓦斯，這兩部分如果大致相抵消，在研究過程中粗略地把抽放量作為采空區(qū)的瓦斯涌出量，考察其所占的比例。測量方法：風(fēng)機抽放期間派專門人員連續(xù)觀察風(fēng)機抽放量、抽放濃度、回風(fēng)流風(fēng)量、瓦斯?jié)舛?，各測點布

4、置如圖3所示。圖3平煤（集團）公司一礦戊-21191采面瓦斯涌出量、抽放量測定時測點布置示意圖整個從開采到推進500m的抽放期間，采面瓦斯涌出總量、抽放量及放排瓦斯量變化如圖4所示。采面瓦斯涌出量抽放瓦斯量風(fēng)排瓦斯量 由圖中可看出，瓦斯抽放量46m3/min,占總瓦斯涌出量的45%50%，可近似認(rèn)為采空區(qū)瓦斯涌出量所占的比例，既采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)為0.450.5。 方法四：采面煤壁和落煤瓦斯相對涌出量為qb+L=wo-wc,根據(jù)總涌出量減去煤壁和落煤涌出后，所得的瓦斯涌出量。如一礦戊21191采面產(chǎn)量為20003000t時，采面總瓦斯涌出量為910m3/min左右，煤壁和落煤相對涌出量為5.3

5、-2.5=2.8m3/min，約占總涌出量的49%左右。高位鉆孔抽放現(xiàn)場試驗一、平煤（集團）公司十礦戊9-10-20150工作面試驗 1.高位鉆孔布置 根據(jù)十礦地質(zhì)條件，確定平煤（集團）公司十礦戊9-10-20150工作面合理的冒落帶高度為10.514m，裂隙帶高度為1025m，在滿足抽放有效距離及鉆孔始抽距離的基礎(chǔ)上，確定鉆場間距為35m，每個鉆場布置3個孔，鉆孔仰角為14°，夾角分別為8.5°、12.5°；鉆孔長度由外向里依次為70m、75m、85m(鉆孔布置見圖5-5-3)。鉆孔終孔距煤層頂板的距離為19m、21m、23m;受采空區(qū)漏風(fēng)線影響，原則上鉆孔終孔

6、應(yīng)盡量靠近上隅角，與上隅角水平距離預(yù)測為10m、14m、18m。2.抽放效果分析 自1997年12月19日開始對22個鉆孔進行了考察。通過考察表明，在有效抽放期內(nèi)單孔最大抽放量8149m3 ,日最大抽放量1400m3 。抽放量與推進距離的關(guān)系見圖5-5-4。 從圖中可以看出，裂隙帶鉆孔的有效作用范圍是從采面距鉆孔終孔位置水平5m左右開始到采面距鉆孔位置水平30m左右為止，與此相對應(yīng)的高差（h）是815m.在此區(qū)間內(nèi)，單孔抽放濃度在20%75%之間，可穩(wěn)定在35%左右，抽放瓦斯量0.10.95m3/min,具有抽放價值。裂隙帶鉆孔與本煤層鉆孔相比，具有事半功倍的效果。從并網(wǎng)的10個鉆孔來看，最低

7、的單孔抽放總量為2911m3（抽12d結(jié)束），相當(dāng)于一個60m本煤層鉆孔1年的抽放量，減少采面的瓦斯量出量。 二、平煤集團八礦1513190采面試驗1.試驗工作面概況 該工作面位于八礦己三擴大采區(qū)奚儀的下部，走向長510m，傾斜寬113m，埋藏深度539583m。煤層傾角12°18°，煤層厚度2.63.2m，受地質(zhì)構(gòu)造影響有局部變薄現(xiàn)象，掘進時揭露3m以下的正逆斷層4條。采面瓦斯含量1517m3/t，在掘進過程中發(fā)生煤與瓦斯突出2次，動力現(xiàn)象多次，屬嚴(yán)重突出危險工作面。 2.高位鉆孔布置及施工參數(shù) 在工作面風(fēng)巷布置了3個鉆孔，從風(fēng)巷下幫向頂板打鉆，第一個鉆孔終孔位置距開切眼

8、80m，第二、第三個鉆孔距前鉆孔分別為70m和73.5m。各鉆孔的施工參數(shù)見表1。抽放效果分析們見表2。 抽放濃度最大為70%，孔1、孔2在抽放開始時瓦斯?jié)舛冗_30%以上（見圖1），孔1超前抽放距離為19.8m。 各鉆孔瓦斯抽放量相對較小，其主要原因是抽放管與孔口連接徑小、鉆孔深度較淺、鉆孔孔數(shù)少及鉆孔通道不暢所致。 表1鉆孔施工參數(shù)一覽表 孔號 鉆場間距 夾角 （m） 仰角 （0） 孔長 (m)終孔點 抽放負(fù)壓（mmHg） 平距(m)高度(m)距離(m)18011.5174643.115.24.1457027018175449.119.210612570373.513.518.548.544

9、.717.55.345100表2己15-13190采面高位鉆空軸放效果分析表 孔號 高濃度段 抽放瓦斯量（m3/min） 濃度 平 距 高 度 傾斜距 有效值 最小 最大 平均 起點 終點 起點 終點 起點 終點 平距 天數(shù) 高濃度段 鉆空總量 1177043.8632415.28.54.11.83926146614662187046511219.94.7112039261058113333421639.62215.58.64.31.917.61612781576圖1己15-13190采面高位孔2抽放濃度與平距的關(guān)系三、平煤（集團）公司八礦己15-14081采面1.采面概況 該采面位于八礦西部

10、，為己四采區(qū)首采面，走向長820m，傾斜寬95114m,埋藏深度448528m，鄰層是底部間距為26m的己16、己17煤層。己15煤層厚度34.6m,煤層傾角20°24°，局部變陡到34°，沿傾斜方向下緩上陡，形成膝狀構(gòu)造，采面揭漏落差2m以下斷層7條。直接頂為砂質(zhì)泥巖厚14.8m,老頂為粗細(xì)粒砂巖，局部有0.10.7m的偽頂。采面瓦斯含量15.716.69m3/t,掘進過程中發(fā)生過一次大型瓦斯突出。掘進期間發(fā)生過兩次動力現(xiàn)象，屬嚴(yán)重突出危險工作面。 2.高位鉆孔布置及施工參數(shù) 本采面在風(fēng)巷布置兩個試驗鉆場，從風(fēng)巷向煤層頂板按30°掘進，到距煤層頂板高度

11、為4m時做平臺，平臺長5m，寬4m,平臺作為鉆場。第一個鉆場施工4個鉆孔，孔深分別為102m、100m、85m。第二條鉆場施工5個孔，其施工參數(shù)見表3。 3.抽放效果分析 己15-14081采面第二鉆場抽放效果見表4。 從表4可以看出，第二鉆場高位孔瓦斯抽放取得了顯著的效果，雖然各鉆孔在高濃度段時停抽，鉆場總抽放量仍然達到了50679.4m3，單孔抽放量最高達到11776.4m3，平均為1013.588m3，全部達到優(yōu)質(zhì)孔標(biāo)準(zhǔn)。 表3己15-14081采面第二個鉆場高位鉆孔施工參數(shù)表 孔號 夾角 （0） 傾角 （0） 孔深 （m） 終孔點 平距 高度 斜距 110102.5100.9415.4

12、33.9325510099.6210.5613.683810108.8107.1522.0520.984858382.6811.2718.065103102101.8611.6126.01表4己15-14081采面第二個鉆場抽放效果孔號 高 濃 度 段 最大抽放量（m3/min） 總抽放量（m3） 濃度（%） 平距（m） 高度（m） 斜距（m） 鉆孔利用率（%） 最大 最小 平均 起點 終 點 起點 終點 起點 終點 1451538.6788.53214.028.313.933.9355.970.9511776.6230102485259.766.5612.277.3160.230.80899

13、7.13462233.5753218.4210.3515.989.6340.130.789177.24401926.75683210.187.5615.8210.4443.540.919935.65751532.1753210.147.8420.8712.8242.210.7310792.9總計 751031.088.52518.426.5620.873.9348.420.9550679.4抽放效果比較理想的主要原因是：1）鉆孔深度大，鉆孔最深108.8m，5個孔平均孔深99.26m；2）終孔點、的高度比較合理；3）鉆孔密封較好；4）鉆孔間距比較合理；5）抽放負(fù)壓合理，基本在150mmHg以上

14、；6）向風(fēng)巷開掘了抽放鉆場，避免了卸壓帶裂隙所形成的漏氣現(xiàn)象。超前鉆孔參數(shù)及鉆孔布置技術(shù)的應(yīng)用一、應(yīng)用區(qū)概況平煤（集團）公司八礦已15-14081采面位于礦井西冀已四采區(qū)首采工作面，風(fēng)巷按已15煤頂板施工，總工程量1353m,，巷道方位301°。該采面上覆戊910煤層，間距：160m，已開采；下覆1617煤層，間距6m，尚未開采。已15煤層為突出煤層。  已15-14081風(fēng)巷煤層走向120°，傾向30°，傾角24°346°，煤層頂板為沙質(zhì)巖，底版為泥巖或沙質(zhì)泥無大的斷層出現(xiàn)。煤厚3.23.5m左右，夾矸厚度較小，上下分層為類結(jié)構(gòu)煤，

15、煤的堅固性系數(shù)在0.3左右;中部為軟分層,煤層結(jié)構(gòu)破壞類型為類，堅固性系數(shù)在0.3以下,軟分層厚度變化較大,一般有2m左右,在局部構(gòu)造破壞區(qū)域達3m以上。 該巷道標(biāo)高-375m,垂深477m,瓦斯含量15.7m3/t.2臺2.8KW局部通風(fēng)機,工作面風(fēng)量在420m3/min,瓦斯?jié)舛仍?.5%左右。實驗前,該風(fēng)巷于1996年4月3日發(fā)生了該最大一次襲擊,突出煤量4781,瓦斯涌出量40217m3。掘進工作面主要采用超前鉆孔排放瓦斯的防突技術(shù)措施,一般情況下打兩排直徑89mm、深10m的排放鉆孔,每排5個孔.采用20KW巖石電鉆施工.該電鉆的額定功率為20KW,主軸轉(zhuǎn)速為348r/mi

16、n.由于推進速度漫和無專門處理卡鉆辦法,打一個循環(huán)鉆孔需要三個班的時間,掘進速度很慢,有時月進尺僅10m左右。     二、現(xiàn)場應(yīng)用超前鉆孔措施是向工作面方向打一定數(shù)量和深度的鉆孔,使在鉆孔控制范圍煤體的瓦斯得到釋放,應(yīng)力得到緩解,從前達到消除危險的目的.因此,超前鉆孔主要參數(shù)有鉆孔直徑鉆孔深度和鉆孔控制范圍。已15煤層軟分層的主要特點是媒質(zhì)酥松,易垮,在破壞時擴容量大且擴容迅速,易卡鉆,鉆孔穿過應(yīng)力異常區(qū)時更是如此,但已15-14081風(fēng)巷瓦斯壓力不大,噴孔現(xiàn)象不很嚴(yán)重,.因此,綜合考慮鉆孔排放瓦斯有效范圍和鉆孔時不發(fā)生嚴(yán)重噴孔等因素,超前鉆孔直徑為9

17、8mm：同時,八礦10年來防治突出實踐經(jīng)驗表明,該直徑是合適的。鉆孔深度一般要求穿過應(yīng)力集中帶，同時要考慮掘進的正規(guī)循環(huán)作業(yè)進尺、5m措施超前距、措施效果檢驗孔等因素。掘進隊一般情況下每班可掘進2.5m左右，兩班可掘進5m，效果檢驗孔深度為7m。這樣，措施孔深為10m時，既能滿足正規(guī)循環(huán)作業(yè)需要（每次循環(huán)用二個班掘進），又能滿足措施效果檢驗孔深等要求（每次按效果檢驗一次，掘5m留2m安全煤柱）。因此，綜合考慮已15-14081風(fēng)巷等實際情況，措施孔深定為10m。 根據(jù)實際測定，直徑89m的排放鉆孔在平行層理方向的有效排放半徑為0.9m，垂直層理方向的有效排放半徑按0.6m考慮。經(jīng)近幾年的實踐，

18、該參數(shù)是比較合理的。 由于八礦突出絕大多數(shù)為小型突出，最大突出煤量也未超過500t，而且突出孔洞一般分布在工作面前方，因此，措施孔制巷道兩幫外23m。根據(jù)以上參數(shù)和軟分層厚度等，在一般情況下，布置2個鉆孔，每排5個，如圖1所示。遇構(gòu)造或煤層厚度變化時，鉆孔布置應(yīng)根據(jù)具體情況而定。 瓦斯涌出量預(yù)測實例一、瓦斯涌出量預(yù)測實例 1.預(yù)測平煤一礦戊一21160綜采工作面的瓦斯涌出量 該面煤層厚度2.2m，走向1287m,工作面長144m，煤層傾角7.5°，煤層瓦斯含量4.67m3/t，平均日推進速度4.88m/d.預(yù)測過程如下： 開采層瓦斯涌出量：根據(jù)采面頂板情況，圍巖涌出系數(shù)K1取1.2；

19、采面回采率按90%計算，取倒數(shù)得K2為1.11。K3=（L-2h）/L=（144-36）/144=0.75，代入式（3-2-15），得q開=2.17。 鄰近層瓦斯涌出量：計算過程見表1。 表1 戊-21160采面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果 類別 煤層編號 煤厚 （m） 距戊垂距 （m） 瓦斯含量 （m3/t） 瓦斯排放率 （%） 瓦斯涌出量（m3/t） 方法1瓦斯涌出量（m3/t） 方法2上鄰近層 丁6 2.0802150.22K=0.65丁7 0.9602270.18丁5 0.9902100.06本層 戊8 2.2開采層 4.671.76下鄰近層 戊9 1.1954.67731.49戊10 2.78

20、64.67723.34戊11 0.3102350.13合計      6.36.2則回采工作面瓦斯涌出量為： q=Kv(q+q)=6.33m3/t (方法1)上式中Kv按照研究結(jié)果取0.82。 q=Kv(w0-Wc)/1-K=(4.67-2.5)/1-0.65=6.2m3/t（方法2） 上是式K為實測值，Kv=1.傳統(tǒng)分源預(yù)測法預(yù)測值q=(q開+q鄰)=7.68m3/t采面實際計值為6.59m3/t.2.預(yù)測平煤一礦戊一21131高產(chǎn)高效工作面瓦斯涌出量 平煤一礦一21131采面走向長度2034m,工作面長176m,煤層厚度為戊8、戊9、戊10

21、的合層，均厚6.75m,分兩層開采，煤層瓦斯含量為5.6m3/t,U型通風(fēng)，平均推進速度約4m/d.。工作面瓦斯涌出量計算詳見表2。 表2 平煤一礦戊一21131采面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果 類別煤層編號煤厚（m）距戊8垂距(m)瓦斯含量（t） 瓦斯排放量(%)瓦斯涌出量（m3/t）方法1瓦斯涌出量(m3/t)方法2上鄰近層 丁5 0.9902100.06K=45%丁6 2.0802150.2丁7 0.9602270.16本層 戊8、9、10 6.75開采層 5.6 4.76下鄰近層 戊11 0.33.32800.16合計      4.8

22、15.63q開=K1K2K3Kf(W0-Wc)式中K1取1.15，K2取1.11，K3取0.8，Kf取1.504，Wc取2.5m3/t。計算q開=4.76m3/t,q鄰=0.58m3/t.戊一21131采面的平均推進速度約4m/d,Kv取0.9，按動態(tài)分源預(yù)測方法采面瓦斯涌出量為Q=Kv(q開+q鄰)=4.81m3/t傳統(tǒng)分源預(yù)測值q=q開+q鄰=5.34m3/t。 采面實際統(tǒng)計值6.59m3/t.3.預(yù)測平煤十礦戊一20150采面瓦斯涌出量 平煤十礦戊一20150采面風(fēng)巷長863m,機巷長969m,工作面長度170m,煤層總厚度4.2m,采高3.5m,煤層瓦斯原始含量10m3/t,平均推進速

23、度2.5m/d.1）開采層瓦斯涌出量。對于計算公式：q=K1K2K3m(W0-Wc)/M，式中K1取1.15，K2取1.11，K3=（L-2h）/L=（170-360）/170=0.79;M為3.5m,m為4.2m,W0=(10-1)=9m3/t(抽放瓦斯含量減少1m3/t);Wc=2.5m3/t.計算得q開=7.86m3/t.2）鄰近層瓦斯涌出量計算。按公式：q鄰=woimi/M=2.65m33）采面瓦斯涌出量計算。q采=q開+q鄰=10.51m3/t由于平均速度小于3.5m3/d,kv=1。與傳統(tǒng)分源預(yù)測法相同。計算見表3。采面實際統(tǒng)計值為12m3/t。 4.預(yù)測陽泉一礦1104綜采工作面

24、瓦斯涌出量 陽泉一礦3號煤1104工作面，采用走向長壁式采沒法，工作面長160m,走向長1015m,平均推進速度7.1m/d,U+L型通風(fēng)，預(yù)測結(jié)果見表4。 傳統(tǒng)分源預(yù)測法瓦斯涌出量為30.66m3/t;1104采面的實際的瓦斯涌出量為22.22m3/t.5.預(yù)測潞安局常s16綜采工作面瓦斯涌出量 潞安礦務(wù)局常村礦s16工作面走向長850m,工作面長220m，煤層傾角3o6o,平均煤厚6.04m，分兩層開采，U+L型通風(fēng)，單一煤層開采，采高3m，無鄰近層，煤層瓦斯含量7.2m3/t，實測采空區(qū)瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的40%，日推進速度2.4m/d,預(yù)測結(jié)果見表5。s16統(tǒng)計的瓦斯涌出量為

25、6.72m3/t。 表3 平煤十礦戊-20150采面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果 類別 煤層編號m煤厚m距戊9垂距m3 瓦斯含量 m3瓦斯排放率瓦斯涌出量瓦斯涌出量m3/t丁5 0.9902100.05K0.40丁62.0852100.11戊80.925.57.8901.81本層戊9、106.75開采層7.8 7.86下鄰近層戊112102600.68合計    10.5110.83 表4 陽泉一礦1104綜采工作面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果煤層 煤層厚度（m ）至開采層垂距（m）瓦斯排放率（%）瓦斯含量（m3/t）瓦斯涌出量（m3/t）方法1方法2小

26、煤0.234.537517.60.82 1號0.2330.538017.6710.2729.678117.691.20.3723.178717.801.772號0.2020.608917.840.98小煤0.131.349818.150.713號2.1開采層 18.178.524號0.453.068218.252.085號0.386.097218.291.558號0.838.641021.65.0549號0.141.69821.70.051.5143.30721.70.71合計    .19.9321.56表5 潞安常村礦S1-6工作

27、面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果 煤層厚度(m) 采高(m)煤層瓦斯含量(m3/t)瓦斯涌出量(m3/t)方法1方法2637.57.457.50從表6中的預(yù)測結(jié)果可以看出，回采工作面預(yù)測方法1的相對誤差為-12.42%10.86%；預(yù)測方法2的相對誤差為-9.75%11.61%，預(yù)測準(zhǔn)確率達85%以上。表6 回采工作面瓦斯涌出量預(yù)測結(jié)果 礦別 工作面推進速度(m/d)統(tǒng)計值（m3/t）預(yù)測瓦斯涌出量（m3/t）相對誤差（%）方法1方法2方法1方法2平一礦戊-211604.886.596.36.2-4.4-5.92平一礦戊-2113145.14.815.68-5.6810.39平十礦戊-201502.512

28、10.5110.83-12.42-9.75陽泉一礦11047.122.2219.9321.56-10.312.97潞安常村礦S1-62.46.727.457.510.8611.61二、瓦斯涌出量預(yù)測誤差原因分析1.瓦斯含量引入誤差瓦斯含量是上述兩種預(yù)測方法中最重要的基本參數(shù)，由于不同原因造成瓦斯含量的誤差，從而導(dǎo)致預(yù)測瓦斯涌出量時產(chǎn)生的誤差。主要有如下3個方面的原因；（1）無論是地勘集氣法、密閉法、解吸法還是井下鉆屑解吸法、測壓法、方法本身都不同程度地存在著某些缺點，如鉆具接頭漏氣、煤芯采取量小、煤樣脫氣不完全、瓦斯損失量方法有缺陷、測壓不準(zhǔn)等原因，測得的瓦斯含量值均存在一定的誤差。（2）瓦斯

29、含量等值線偏圖誤差。瓦斯含量等值線預(yù)測編繪一般采取插值法或趨勢面法，用這些方法編繪出的瓦斯含量分布預(yù)測圖只能從趨勢上反映煤層瓦斯含量的分布規(guī)律，并不能反映每個局部瓦斯含量的變化，再加上井田內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造影響，瓦斯含量預(yù)測圖所反映的含量規(guī)律不可避免地與其實際規(guī)律存在誤差。2.地質(zhì)構(gòu)造的影響礦井瓦斯預(yù)測量預(yù)測時，采面的瓦斯含量是根據(jù)煤層瓦斯含量等值線圖求取的，目前還無法定量地確定煤層中的地址構(gòu)造對瓦斯含量的分布影響。實際上，煤層中的大中型構(gòu)造（斷層、褶曲等）的存在，使得煤層分布具有明顯的不均衡性。3.煤層厚度的影響在煤層產(chǎn)狀比較穩(wěn)定的情況下，煤層瓦斯涌出比較均衡，但當(dāng)煤層產(chǎn)狀發(fā)生顯著變化時，煤層瓦斯涌

30、出量也會發(fā)生相應(yīng)的變化。在煤層產(chǎn)狀的諸多因素中尤以煤層厚度的變化對瓦斯涌出量影響最大。當(dāng)實際煤厚大于選用平均煤厚時，造成實際瓦斯涌出量高于預(yù)測值；反之，實際值將小于預(yù)測值。預(yù)測值與實際誤差的大小取決于平均煤厚的控制程度。4.預(yù)測方法系統(tǒng)誤差分源預(yù)測法是在預(yù)測以及各種系數(shù)的取值與統(tǒng)計分析的基礎(chǔ)上建立起來的，方法中的各種預(yù)測參數(shù)和計算公式都可能存在誤差。因此，即使排除上述幾方面的誤差來源，上述兩種方法預(yù)測的采面瓦斯涌出量結(jié)果也會涌出誤差。 高位巷抽放對于高瓦斯工作面。高位巷瓦斯抽放方法是解決采空區(qū)臨近層瓦斯涌出的有效途徑。特別是治理綜采工作面瓦斯超限的可行措施。平頂山和盤江等礦區(qū)開展了大量的高位巷

31、瓦斯抽放研究。保證了煤炭生產(chǎn)的順利進行。一、技術(shù)原理瓦斯高位巷布置在頂板破壞裂隙帶內(nèi)。當(dāng)頂板初次垮落后。臨近層及圍巖內(nèi)的瓦斯平衡受到破壞。由臨近層及圍巖解吸的瓦斯沿裂隙向采空區(qū)流動。瓦斯高位巷則可將臨近層瓦斯抽出。臨近層的瓦斯抽放率可高達90%。二、平煤集團十礦戊9-10-20150采面高位巷抽放試驗2.高位巷布置試驗工作面仍選擇在十礦戊9-10-20150工作面。具體布置高位巷時。從北翼東區(qū)戊組軌道下山第一片盤內(nèi)開口向戊9-1020150采空區(qū)上方（向西）做一段高位巷。該巷距戊9-10-20150風(fēng)巷頂板向上23m。內(nèi)錯戊9-10-20150風(fēng)巷10m。巷道斷面6。53m2?？傞L260m。當(dāng)

32、巷道施工進入采面40m后。因巷道變形。頂板掉渣而停止掘進。退出觀察。隨著回采工作面推進。巷道下沉。最大下沉量194mm。同時形成大的裂隙。最大裂隙寬25mm。后經(jīng)觀測確定。該巷道處于頂板裂隙帶內(nèi)，因此，決定由采面原切眼對應(yīng)位置退后5m打密封，埋入1根150mm鋼管，并入地面抽放系統(tǒng)進行抽放。2.抽放效果分析從1997年12月開始試驗到1988年月底。累計抽放73天。抽放的瓦斯?jié)舛扔?0%逐漸升至55%。最大抽放1.28m3/min。日抽放量1800m3以上。累計抽放瓦斯良65000m3。相當(dāng)于此工作面在機巷和風(fēng)巷1個月的瓦斯抽放量。其抽放良隨時間的變化曲線如圖2所示。圖上的第32天到第53天抽

33、放量出現(xiàn)降底是由于工作面處于停采階段。之后瓦斯抽放量明顯增加。隨著工作面的繼續(xù)向前推進。高位巷已成為解決采空區(qū)瓦斯的主要途徑。圖1 盤江山腳樹礦22123采面高位巷布置示意圖三、盤江礦務(wù)局山腳樹礦22123綜采面高位巷抽放試驗1.工作面概況221223綜采面走向長730m。傾斜寬160m。煤層厚22.3m。地質(zhì)構(gòu)造較復(fù)雜。有落差為0.24m的斷層13條，受背斜軸影響，煤層起伏較大，煤層平均以7°的坡度仰斜。最大仰角15°。頂板裂隙發(fā)育。巖性比較松軟破碎。工作面絕對瓦斯涌出量719m3/min。最高達25m3/min。開始瓦斯涌出量較小。推進2028m后瓦斯涌出量增大。瓦斯來

34、原為臨近10#煤層和未開采煤層。風(fēng)量由1665m3/min增加到1908m3/min后。瓦斯還時有超限。在增加風(fēng)量難以滿足要求的情況下。采用了上隅角埋管抽放的措施。由于該工作面為仰采。所埋放管不能很好地插入到冒落區(qū)。抽不到高濃度瓦斯。同時埋管時操作人員經(jīng)常處在瓦斯超限作區(qū)。極不安全。鑒于以上原因。正在高位巷未起作用之前又采取了在本工作面回風(fēng)巷上幫打短抽放巷。抽放效果比埋管法大有提高。抽放量由2.45m3/min提高到10.3m3/min。抽放濃度由5%8%提高到18%以上。高位巷是在采面推進超過高位抽放巷30m時才發(fā)揮作用。2.高位巷布置高位巷布置在采面頂部10#煤層。該煤層不可采。掘進兩條高

35、位巷。內(nèi)高位巷與煤層水平投影距離為49m。外高位巷與煤層水平投影距離為25m。采用小斷面。內(nèi)外高位巷在中部互相交替（見圖1）。圖2 高位巷抽放量隨時間變化曲線3.高位巷抽放效果及分析當(dāng)采面推進超過高位抽放巷30m時。高位抽放巷開始起作用。瓦斯?jié)舛仍?5%40%之間。抽放量由原來的1012m3/min增加到17.721。3m3/min；當(dāng)工作面推進300m左右時。抽放瓦斯?jié)舛冗_65%70%。抽放量達到3642m3/min。當(dāng)回采工作面推進到外高巷附近時抽放濃度逐漸下降?；仫L(fēng)流瓦斯上升。還出現(xiàn)瓦斯超限。其原因是：一是內(nèi)外高抽巷交替受集中壓力的影響。造成煤壁漏風(fēng)大；二是外高抽巷與回風(fēng)巷水平投影距離達

36、40m以上。相離太遠(yuǎn)。未能達到高濃度區(qū)域。4.高位巷瓦斯抽放的技術(shù)經(jīng)濟效果分析高位巷是治理綜采高檔工作面瓦斯的可行措施。是解決采空區(qū)鄰近層瓦斯涌出的有效途徑，此方法適用于無煤層自燃或發(fā)火期較長的回采工作面。高位巷能否起到較好的抽放效果，關(guān)鍵是抽放巷一定要處于采空區(qū)裂隙帶內(nèi)，此處透氣性較好又處于瓦斯富集區(qū)，能抽到高濃度瓦斯。裂隙帶距開采煤層頂板的高度，各煤層不同，可按經(jīng)驗數(shù)據(jù)或有關(guān)計算公試得出。其次是抽放巷的水平投影距回風(fēng)巷的平行距離一定要控制在1520m范圍內(nèi)，距離過近，巷道漏氣現(xiàn)象嚴(yán)重;距離過遠(yuǎn)，抽放巷道端頭不處在瓦斯富集區(qū)，抽放效果均不好。第三是抽放巷要密閉，保證不漏氣，因此施工時一定要做

37、到密閉周掏槽，見硬幫硬底，符合通風(fēng)設(shè)施質(zhì)量標(biāo)準(zhǔn)要求。最好是打雙層密閉，雙層密閉之間距離大于0.08:33上午2007-5-18m，并用水泥沙漿充填，還在密閉前及附近23m巷道四周進行噴漿封閉，經(jīng)過這樣處理的密閉基本不漏氣。第四是抽放管口位置距離密閉墻不得小于0.5m高度應(yīng)大于巷道高度的2/3。抽放管口應(yīng)設(shè)有不能進入雜物的保護設(shè)施，如果巷道的淋水較大，要在密閉底部安設(shè)排水管或返水池。 由于高抽巷斷面小，施工進度快，施工完后可以回收大部分支架，并且不用打抽放孔和通風(fēng)，因此費用比較低，管理簡單且安全，技術(shù)經(jīng)濟合理，抽放效果也比隅角埋管，短抽放巷等方法理想，許多煤礦一直用此法處理采煤工作面瓦斯，收到了

38、很好的效果。 另一方面，高抽巷方法雖治理瓦斯有一定效果，但不能采用單一的方法，還應(yīng)結(jié)合礦井實際及瓦斯來源情況，采取多種抽放方法互相結(jié)合，以做到采掘抽結(jié)合。運用類比法預(yù)測礦井瓦斯涌出量一、基本原理瓦斯生成、賦存、排放條件是受地質(zhì)構(gòu)造因素控制的。在未開發(fā)的井田、未受采動影響處于自然狀態(tài)的煤層瓦斯含量的分布規(guī)律與地質(zhì)構(gòu)造條件密切的關(guān)系，而礦井瓦斯涌出量的大小，一方面受控于地質(zhì)因素，另一方面受開采方法的影響很大。因此，在一個煤田或一個礦區(qū)范圍內(nèi)，在地質(zhì)條件相同或相似的情況下，礦井瓦斯涌出量與鉆孔煤層瓦斯含量之間存在一個自然比值。對于新建礦井，在地質(zhì)勘探期間已經(jīng)提供了鉆孔煤層瓦斯含量的基礎(chǔ)數(shù)據(jù)，而礦井瓦

39、斯涌出量是未知數(shù)。若要求得該參數(shù)，可以通過鄰近生產(chǎn)礦井已知的礦井瓦斯涌出量資料和鉆孔煤層瓦斯含量是未知樹。若要求得該參數(shù)，可以通過鄰近生產(chǎn)礦井以知的礦井瓦斯涌出量資料和鉆孔煤層含量資料的統(tǒng)計運算，求得一個比值。然后將該比值與新建礦井已知的鉆井煤層瓦斯含量相乘，即可得到新建礦井的瓦斯涌出量。公式表達為：A/B=C/D即C=AD/B式中A生產(chǎn)礦井瓦斯涌出量；B生產(chǎn)礦井鉆孔煤層瓦斯含量；C新建礦井瓦斯涌出量；D新建礦井鉆孔煤層瓦斯含量。二、類比條件運用類比法預(yù)測新建礦井瓦斯涌出量是通過鄰近生產(chǎn)礦井的實際瓦斯資料統(tǒng)計來進行的。因此，必須把相同或相似的地質(zhì)、開采條件作為兩個礦井類比的前提。平煤集團公司十

40、三礦瓦斯涌出量的預(yù)測，選擇了距十三礦較近的向斜西南翼的八礦、十礦、十二礦（簡稱東三礦）作為類比礦井，其類比條件具備：（1）含煤地層均為石炭二疊系，其沉積環(huán)境，煤系地層厚度，含煤系數(shù)基本相同；（2）含煤層數(shù)，主采煤層厚度、結(jié)構(gòu)、各煤層層間距基本相似；（3）主采煤層的煤巖成分，煤種牌號，煤層特征基本相似；（4）煤層頂、底板巖性，對瓦斯的封閉條件基本相似；（5）十三礦與東三礦同位于平頂山煤田的李口向斜這一主體構(gòu)造單元之中，井田內(nèi)斷層、褶皺發(fā)育程度對煤層，瓦斯的控制作用基本相似；（6）開拓方式、設(shè)計能力與十礦相同；（7）開采方法與東三礦相同，開采己組煤的深度比東三礦略深；（8）通風(fēng)方式基本一樣。根據(jù)以上條件，十三礦瓦斯涌出量完全可用東三礦資料進行類比預(yù)測。平煤集團公司東三礦區(qū)相對瓦斯涌出量與煤層瓦斯含量比值統(tǒng)計表 序號 回采工作面標(biāo)高（m）相對瓦斯涌出