采矿课件工程实例.docx
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采矿课件工程实例
采空区瓦斯涌出系数
采空区瓦斯涌出量与采面总瓦斯涌出量的比值叫采空区瓦斯涌出系数，采空区瓦斯涌出系数的大小直接反映了采面的瓦斯量大小。
以平煤集团公司一矿戊－21191工作面为例，采用下面几种方法估计采空区瓦斯涌出系数
方法一：
戊-21191工作面投产后，当工作面推进30m左右时，老顶初次垮落，工作面回风流中瓦斯急剧增大，可认为，回风流中的瓦斯浓度由老顶初次垮落前0.26％增加到0.58％以后推算，开采初期采面煤壁和落煤的瓦斯涌出量为2.3m3／min,采空区瓦斯涌出量为2.83m3／min，采空区瓦斯涌出量占总瓦斯涌出量的55％，煤壁和落煤占45％。
方法二：
在正常生产期间的生产班，在工作面距回风巷约20m处有整个横断面上从煤壁到支架均匀的布置测点，如图1所示，多次测定各点的瓦斯浓度，找出浓度最低的测点，并测量浓度最低点到煤壁和到采空区的距离，将数据处理后绘制成图，根据图2求出煤壁、采空区瓦斯涌出量在工作面瓦斯中所占的比例。
图1瓦斯观测点分布图
采空区瓦斯涌出量按图2计算，则采空区瓦斯涌出系数k采空区由公式计算得出。
图2 采空区瓦斯涌出量计算图
表1测得的是检修班时，采空区瓦斯涌出系数。
生产班时，增加了落煤瓦斯涌出，而采空区瓦斯涌出也有所增加，但是，落煤增加的比例要比采空区增加的比例大。
表1 平煤（集团）公司一矿戊-21191采面平均测量结果
测定时间
浓度最低点距煤壁的距离（m）
浓度最低点距采空区的距离（m）
采空区占总瓦斯涌出量的比例（%）
检修班
1．55
2．15
59
因此，生产班时采空区瓦斯涌出系数要比检修班时小。
方法三：
平煤（集团）公司一矿戊-21191辅助回风巷利用风机进行抽放，抽出的瓦斯除一小部分为回风巷漏风外，绝大部分为采空区瓦斯，进行抽放后，上隅角仍然涌出一部分采空区瓦斯，理论上采空区瓦斯应是抽放的瓦斯加上上隅角涌出的瓦斯，但是由于抽放，使采空区的涌出强度增加，比不抽放要多涌出一部分瓦斯，这两部分如果大致相抵消，在研究过程中粗略地把抽放量作为采空区的瓦斯涌出量，考察其所占的比例。
测量方法：
风机抽放期间派专门人员连续观察风机抽放量、抽放浓度、回风流风量、瓦斯浓度，各测点布置如图3所示。
图3 平煤（集团）公司一矿戊-21191采面瓦斯涌出量、抽放量测定时测点布置示意图
整个从开采到推进500m的抽放期间，采面瓦斯涌出总量、抽放量及放排瓦斯量变化如图4所示。
采面瓦斯涌出量
抽放瓦斯量
风排瓦斯量
由图中可看出，瓦斯抽放量4~6m3/min,占总瓦斯涌出量的45%~50%，可近似认为采空区瓦斯涌出量所占的比例，既采空区瓦斯涌出系数为0.45~0.5。
方法四：
采面煤壁和落煤瓦斯相对涌出量为qb+L=wo-wc,根据总涌出量减去煤壁和落煤涌出后，所得的瓦斯涌出量。
如一矿戊—21191采面产量为2000~3000t时，采面总瓦斯涌出量为9~10m3/min左右，煤壁和落煤相对涌出量为5.3-2.5=2.8m3/min，约占总涌出量的49%左右。
高位钻孔抽放现场试验
一、平煤（集团）公司十矿戊9-10-20150工作面试验
1.高位钻孔布置
根据十矿地质条件，确定平煤（集团）公司十矿戊9-10-20150工作面合理的冒落带高度为10.5～14m，裂隙带高度为10～25m，在满足抽放有效距离及钻孔始抽距离的基础上，确定钻场间距为35m，每个钻场布置3个孔，钻孔仰角为14°，夹角分别为8.5°、12.5°；钻孔长度由外向里依次为70m、75m、85m（钻孔布置见图5-5-3）。
钻孔终孔距煤层顶板的距离为19m、21m、23m;受采空区漏风线影响，原则上钻孔终孔应尽量靠近上隅角，与上隅角水平距离预测为10m、14m、18m。
2.抽放效果分析
自1997年12月19日开始对22个钻孔进行了考察。
通过考察表明，在有效抽放期内单孔最大抽放量8149m3,日最大抽放量1400m3。
抽放量与推进距离的关系见图5-5-4。
从图中可以看出，裂隙带钻孔的有效作用范围是从采面距钻孔终孔位置水平5m左右开始到采面距钻孔位置水平30m左右为止，与此相对应的高差（△h）是8～15m.在此区间内，单孔抽放浓度在20%～75%之间，可稳定在35%左右，抽放瓦斯量0.1～0.95m3/min,具有抽放价值。
裂隙带钻孔与本煤层钻孔相比，具有事半功倍的效果。
从并网的10个钻孔来看，最低的单孔抽放总量为2911m3（抽12d结束），相当于一个60m本煤层钻孔1年的抽放量，减少采面的瓦斯量出量。
二、平煤集团八矿15—13190采面试验
1.试验工作面概况
该工作面位于八矿己三扩大采区奚仪的下部，走向长510m，倾斜宽113m，埋藏深度539～583m。
煤层倾角12°～18°，煤层厚度2.6～3.2m，受地质构造影响有局部变薄现象，掘进时揭露3m以下的正逆断层4条。
采面瓦斯含量15～17m3/t，在掘进过程中发生煤与瓦斯突出2次，动力现象多次，属严重突出危险工作面。
2.高位钻孔布置及施工参数
在工作面风巷布置了3个钻孔，从风巷下帮向顶板打钻，第一个钻孔终孔位置距开切眼80m，第二、第三个钻孔距前钻孔分别为70m和73.5m。
各钻孔的施工参数见表1。
抽放效果分析们见表2。
抽放浓度最大为70%，孔1、孔2在抽放开始时瓦斯浓度达30%以上（见图1），孔1超前抽放距离为19.8m。
各钻孔瓦斯抽放量相对较小，其主要原因是抽放管与孔口连接径小、钻孔深度较浅、钻孔孔数少及钻孔通道不畅所致。
表1 钻孔施工参数一览表
孔号
钻场间距
夹角
（m）
仰角
（0）
孔长
（m）
终孔点
抽放负压（mmHg）
平距（m）
高度（m）
距离（m）
1
80
11.5
17
46
43.1
15.2
4.1
45～70
2
70
18
17
54
49.1
19.2
106
125～70
3
73.5
13.5
18.5
48.5
44.7
17.5
5.3
45～100
表2 己15-13190采面高位钻空轴放效果分析表
孔号
高浓度段
抽放瓦斯量（m3/min）
浓度
平距
高度
倾斜距
有效值
最小
最大
平均
起点
终点
起点
终点
起点
终点
平距
天数
高浓度段
钻空总量
1
17
70
43.8
63
24
15.2
8.5
4.1
1.8
39
26
1466
1466
2
18
70
46
51
12
19.9
4.7
11
20
39
26
1058
1133
3
3
42
16
39.6
22
15.5
8.6
4.3
1.9
17.6
16
1278
1576
图1 己15-13190采面高位孔2抽放浓度与平距的关系
三、平煤（集团）公司八矿己15-14081采面
1.采面概况
该采面位于八矿西部，为己四采区首采面，走向长820m，倾斜宽95~114m,埋藏深度448~528m，邻层是底部间距为2~6m的己16、己17煤层。
己15煤层厚度3~4.6m,煤层倾角20°～24°，局部变陡到34°，沿倾斜方向下缓上陡，形成膝状构造，采面揭漏落差2m以下断层7条。
直接顶为砂质泥岩厚14.8m,老顶为粗细粒砂岩，局部有0.1~0.7m的伪顶。
采面瓦斯含量15.7~16.69m3/t,掘进过程中发生过一次大型瓦斯突出。
掘进期间发生过两次动力现象，属严重突出危险工作面。
2.高位钻孔布置及施工参数
本采面在风巷布置两个试验钻场，从风巷向煤层顶板按30°掘进，到距煤层顶板高度为4m时做平台，平台长5m，宽4m,平台作为钻场。
第一个钻场施工4个钻孔，孔深分别为102m、100m、85m。
第二条钻场施工5个孔，其施工参数见表3。
3.抽放效果分析
己15-14081采面第二钻场抽放效果见表4。
从表4可以看出，第二钻场高位孔瓦斯抽放取得了显著的效果，虽然各钻孔在高浓度段时停抽，钻场总抽放量仍然达到了50679.4m3，单孔抽放量最高达到11776.4m3，平均为1013.588m3，全部达到优质孔标准。
表3 己15-14081采面第二个钻场高位钻孔施工参数表
孔号
夹角
（0）
倾角
（0）
孔深
（m）
终孔点
平距
高度
斜距
1
10
102.5
100.94
15.43
3.93
2
5
5
100
99.62
10.56
13.68
3
8
10
108.8
107.15
22.05
20.98
4
8
5
83
82.68
11.27
18.06
5
10
3
102
101.86
11.61
26.01
表4 己15-14081采面第二个钻场抽放效果
孔号
高浓度段
最大抽放量（m3/min）
总抽放量（m3）
浓度（%）
平距（m）
高度（m）
斜距（m）
钻孔利用率（%）
最大
最小
平均
起点
终点
起点
终点
起点
终点
1
45
15
38.67
88.5
32
14.02
8.31
3.93
3.93
55.97
0.95
11776.6
2
30
10
24
85
25
9.76
6.56
12.27
7.31
60.23
0.80
8997.1
3
46
22
33.5
75
32
18.42
10.35
15.98
9.63
40.13
0.78
9177.2
4
40
19
26.75
68
32
10.18
7.56
15.82
10.44
43.54
0.91
9935.6
5
75
15
32.1
75
32
10.14
7.84
20.87
12.82
42.21
0.73
10792.9
总计
75
10
31.0
88.5
25
18.42
6.56
20.87
3.93
48.42
0.95
50679.4
抽放效果比较理想的主要原因是：
1）钻孔深度大，钻孔最深108.8m，5个孔平均孔深99.26m；2）终孔点、的高度比较合理；3）钻孔密封较好；4）钻孔间距比较合理；5）抽放负压合理，基本在150mmHg以上；6）向风巷开掘了抽放钻场，避免了卸压带裂隙所形成的漏气现象。
超前钻孔参数及钻孔布置技术的应用
一、应用区概况
平煤（集团）公司八矿已15-14081采面位于矿井西冀已四采区首采工作面，风巷按已15煤顶板施工，总工程量1353m,，巷道方位301°。
该采面上覆戊9～10煤层，间距：
160m，已开采；下覆16～17煤层，间距6m，尚未开采。
已15煤层为突出煤层。
已15-14081风巷煤层走向120°，倾向30°，倾角24°～346°，煤层顶板为沙质岩，底版为泥岩或沙质泥无大的断层出现。
煤厚3.2～3.5m左右，夹矸厚度较小，上下分层为Ⅰ～Ⅱ类结构煤，煤的坚固性系数在0.3左右;中部为软分层,煤层结构破坏类型为Ⅲ～Ⅳ类，坚固性系数在0.3以下,软分层厚度变化较大,一般有2m左右,在局部构造破坏区域达3m以上。
该巷道标高-375m,垂深477m,瓦斯含量15.7m3/t.2台2.8KW局部通风机,工作面风量在420m3/min,瓦斯浓度在0.5%左右。
实验前,该风巷于1996年4月3日发生了该最大一次袭击,突出煤量4781,瓦斯涌出量40217m3。
掘进工作面主要采用超前钻孔排放瓦斯的防突技术措施,一般情况下打两排直径89mm、深10m的排放钻孔,每排5个孔.采用20KW岩石电钻施工.该电钻的额定功率为20KW,主轴转速为348r/min.由于推进速度漫和无专门处理卡钻办法,打一个循环钻孔需要三个班的时间,掘进速度很慢,有时月进尺仅10m左右。
二、现场应用
超前钻孔措施是向工作面方向打一定数量和深度的钻孔,使在钻孔控制范围煤体的瓦斯得到释放,应力得到缓解,从前达到消除危险的目的.因此,超前钻孔主要参数有钻孔直径`钻孔深度和钻孔控制范围。
已15煤层软分层的主要特点是媒质酥松,易垮,在破坏时扩容量大且扩容迅速,易卡钻,钻孔穿过应力异常区时更是如此,但已15-14081风巷瓦斯压力不大,喷孔现象不很严重,.因此,综合考虑钻孔排放瓦斯有效范围和钻孔时不发生严重喷孔等因素,超前钻孔直径为98mm：
同时,八矿10年来防治突出实践经验表明,该直径是合适的。
钻孔深度一般要求穿过应力集中带，同时要考虑掘进的正规循环作业进尺、5m措施超前距、措施效果检验孔等因素。
掘进队一般情况下每班可掘进2.5m左右，两班可掘进5m，效果检验孔深度为7m。
这样，措施孔深为10m时，既能满足正规循环作业需要（每次循环用二个班掘进），又能满足措施效果检验孔深等要求（每次按效果检验一次，掘5m留2m安全煤柱）。
因此，综合考虑已15-14081风巷等实际情况，措施孔深定为10m。
根据实际测定，直径89m的排放钻孔在平行层理方向的有效排放半径为0.9m，垂直层理方向的有效排放半径按0.6m考虑。
经近几年的实践，该参数是比较合理的。
由于八矿突出绝大多数为小型突出，最大突出煤量也未超过500t，而且突出孔洞一般分布在工作面前方，因此，措施孔制巷道两帮外2～3m。
根据以上参数和软分层厚度等，在一般情况下，布置2个钻孔，每排5个，如图1所示。
遇构造或煤层厚度变化时，钻孔布置应根据具体情况而定。
瓦斯涌出量预测实例
一、瓦斯涌出量预测实例
1.预测平煤一矿戊一21160综采工作面的瓦斯涌出量
该面煤层厚度2.2m，走向1287m,工作面长144m，煤层倾角7.5°，煤层瓦斯含量4.67m3/t，平均日推进速度4.88m/d.
预测过程如下：
开采层瓦斯涌出量：
根据采面顶板情况，围岩涌出系数K1取1.2；采面回采率按90%计算，取倒数得K2为1.11。
K3=（L-2h）/L=（144-36）/144=0.75，代入式（3-2-15），得q开=2.17。
邻近层瓦斯涌出量：
计算过程见表1。
表1戊-21160采面瓦斯涌出量预测结果
类别
煤层编号
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
上邻近层
丁6
2.0
80
2
15
0.22
K=0.65
丁7
0.9
60
2
27
0.18
丁5
0.9
90
2
10
0.06
本层
戊8
2.2
开采层
4.67
1.76
下邻近层
戊9
1.19
5
4.67
73
1.49
戊10
2.78
6
4.67
72
3.34
戊11
0.3
10
2
35
0.13
合计
6.3
6.2
则回采工作面瓦斯涌出量为：
q=Kv（q+q）=6.33m3/t（方法1）
上式中Kv按照研究结果取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为实测值，Kv=1.
传统分源预测法预测值q=（q开+q邻）=7.68m3/t
采面实际计值为6.59m3/t.
2.预测平煤一矿戊一21131高产高效工作面瓦斯涌出量
平煤一矿一21131采面走向长度2034m,工作面长176m,煤层厚度为戊8、戊9、戊10的合层，均厚6.75m,分两层开采，煤层瓦斯含量为5.6m3/t,U型通风，平均推进速度约4m/d.。
工作面瓦斯涌出量计算详见表2。
表2平煤一矿戊一21131采面瓦斯涌出量预测结果
类别
煤层编号
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
上邻近层
丁5
0.9
90
2
10
0.06
K=45%
丁6
2.0
80
2
15
0.2
丁7
0.9
60
2
27
0.16
本层
戊8、9、10
6.75
开采层
5.6
4.76
下邻近层
戊11
0.3
3.3
2
80
0.16
合计
4.81
5.63
q开=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。
计算q开=4.76m3/t,q邻=0.58m3/t.戊一21131采面的平均推进速度约4m/d,Kv取0.9，按动态分源预测方法采面瓦斯涌出量为Q=Kv（q开+q邻）=4.81m3/t
传统分源预测值q=q开+q邻=5.34m3/t。
采面实际统计值6.59m3/t.
3.预测平煤十矿戊一20150采面瓦斯涌出量
平煤十矿戊一20150采面风巷长863m,机巷长969m,工作面长度170m,煤层总厚度4.2m,采高3.5m,煤层瓦斯原始含量10m3/t,平均推进速度2.5m/d.
1）开采层瓦斯涌出量。
对于计算公式：
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为3.5m,m为4.2m,W0=（10-1）=9m3/t（抽放瓦斯含量减少1m3/t）;Wc=2.5m3/t.计算得q开=7.86m3/t.
2）邻近层瓦斯涌出量计算。
按公式：
q邻=∑woimi/M=2.65m3
3）采面瓦斯涌出量计算。
q采=q开+q邻=10.51m3/t由于平均速度小于3.5m3/d,kv=1。
与传统分源预测法相同。
计算见表3。
采面实际统计值为12m3/t。
4.预测阳泉一矿1104综采工作面瓦斯涌出量
阳泉一矿3号煤1104工作面，采用走向长壁式采没法，工作面长160m,走向长1015m,平均推进速度7.1m/d,U+L型通风，预测结果见表4。
传统分源预测法瓦斯涌出量为30.66m3/t;
1104采面的实际的瓦斯涌出量为22.22m3/t.
5.预测潞安局常s1—6综采工作面瓦斯涌出量
潞安矿务局常村矿s1—6工作面走向长850m,工作面长220m，煤层倾角3o～6o,平均煤厚6.04m，分两层开采，U+L型通风，单一煤层开采，采高3m，无邻近层，煤层瓦斯含量7.2m3/t，实测采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的40%，日推进速度2.4m/d,预测结果见表5。
s1—6统计的瓦斯涌出量为6.72m3/t。
表3平煤十矿戊-20150采面瓦斯涌出量预测结果
类别
煤层编号﹙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
0.9
90
2
10
0.05
K≈0.40
丁6
2.0
85
2
10
0.11
戊8
0.9
2~5.5
7.8
90
1.81
本层
戊9、10
6.75
开采层
7.8
7.86
下邻近层
戊11
2
10
2
60
0.68
合计
10.51
10.83
表4阳泉一矿1104综采工作面瓦斯涌出量预测结果
煤层
煤层厚度
（m）
至开采层垂距
（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
小煤
0.2
34.53
75
17.6
0.82
1号
0.23
30.53
80
17.67
1
0.27
29.67
81
17.69
1.2
0.37
23.17
87
17.80
1.77
2号
0.20
20.60
89
17.84
0.98
小煤
0.13
1.34
98
18.15
0.71
3号
2.1
开采层
18.17
8.52
4号
0.45
3.06
82
18.25
2.08
5号
0.38
6.09
72
18.29
1.55
8号
0.8
38.64
10
21.65
.054
9号
0.1
41.69
8
21.7
0.05
1.51
43.30
7
21.7
0.71
合计
.19.93
21.56
表5潞安常村矿S1-6工作面瓦斯涌出量预测结果
煤层厚度（m）
采高（m）
煤层瓦斯含量（m3/t）
瓦斯涌出量（m3/t）
方法1
方法2
6
3
7.5
7.45
7.50
从表6中的预测结果可以看出，回采工作面预测方法1的相对误差为-12.42%~10.86%；预测方法2的相对误差为-9.75%～11.61%，预测准确率达85%以上。
表6回采工作面瓦斯涌出量预测结果
矿别
工作面
推进速度
（m/d）
统计值
（m3/t）
预测瓦斯涌出量（m3/t）
相对误差（%）
方法1
方法2
方法1
方法2
平一矿
戊-21160
4.88
6.59
6.3
6.2
-4.4
-5.92
平一矿
戊-21131
4
5.1
4.81
5.68
-5.68
10.39
平十矿
戊-20150
2.5
12
10.51
10.83
-12.42
-9.75
阳泉一矿
1104
7.1
22.22
19.93
21.56
-10.31
2.97
潞安常村矿
S1-6
2.4
6.72
7.45
7.5
10.86
11.61
二、瓦斯涌出量预测误差原因分析
1.瓦斯含量引入误差
瓦斯含量是上述两种预测方法中最重要的基本参数，由于不同原因造成瓦斯含量的误差，从而导致预测瓦斯涌出量时产生的误差。
主要有如下3个方面的原因；
（1）无论是地勘集气法、密闭法、解吸法还是井下钻屑解吸法、测压法、方法本身都不同程度地存在着某些缺点，如钻具接头漏气、煤芯采取量小、煤样脱气不完全、瓦斯损失量方法有缺陷、测压不准等原因，测得的
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