采矿课件_工程实例

1、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 2.3m3min, 采空区瓦斯涌出量为 2.83 m3min，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

2、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。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

3、总瓦斯涌出量的比表 1 平煤(集团)公司一矿戊-21191 采面平均测量结果检修班155215例（%）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、

4、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 46m3/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0.450.5。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 20003000t 时，采面总瓦斯涌出量

5、为910m3/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1025m，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、21

6、m、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 815m.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0.10.95m3/min,具有抽放价值。裂

7、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 1513190 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 539583m。煤层倾角 1218，煤层厚度2.63.2m，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 1517m3/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

8、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。夹角仰角孔长终孔点抽放负压孔号钻场间距表 1 钻孔施工参数一览表（m）（0）(m)平距(m)高度(m)距离(m)（mmHg）18011.5174643.115.24.14570

9、27018175449.119.210612570373.513.518.548.544.717.55.345100表 2 己 15-13190 采面高位钻空轴放效果分析表高浓度段孔号浓度平 距高 度倾斜距有效值抽放瓦斯量（m3/min）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1177043.8632415.28.54.11.83926146614662187046511219.94.7112039261058113333421639.62215.58.64.31.917.61612781576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

10、）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 95114m,埋藏深度 448528m，邻层是底部间距为 26m 的己 16、己 17 煤层。己 15 煤层厚度 34.6m,煤层倾角 2024，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 0.10.7m 的伪顶。采面瓦斯含量 15.716.69m3/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

11、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。夹角倾角孔深终孔点孔号表 3 己 15-14081 采面第二个钻场高位钻孔施工

12、参数表（0）（0）（m）平距高度斜距110102.5100.9415.433.9325510099.6210.5613.683810108.8107.1522.0520.984858382.6811.2718.065103102101.8611.6126.01高 浓 度 段孔号浓度（%）平距（m）高度（m）斜距（m）最终最小 平均起点起点终点起点终点最大抽放量 总抽放量钻孔利用 （m3/min） （m3）率（%）表 4 己 15-14081 采面第二个钻场抽放效果大点1451538.6788.53214.028.313.933.9355.970.9511776.6230102485259.76

13、6.5612.277.3160.230.808997.13462233.5753218.4210.3515.989.6340.130.789177.24401926.75683210.187.5615.8210.4443.540.919935.65751532.1753210.147.8420.8712.8242.210.7310792.9总计751031.088.52518.426.5620.873.9348.420.9550679.4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

14、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 910 煤层，间距：160m，已开采；下覆 1617 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 24346，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 3.23.5m 左右，夹矸厚度较

15、小，上下分层为类结构煤，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 20K

16、W 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

17、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

18、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23m。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：

19、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。煤厚（m）距戊垂距（m）瓦斯含量瓦斯排放率类别煤层编号瓦斯涌出量（m3/t）瓦斯涌出量（m3/t）（m3/t）（%）上邻近层本层下邻近层合计表 1 戊-21160 采面瓦斯涌出量预测结果方法 1方法 2丁 62.0802150.22丁 70.9602270.18丁 50.9902100.06戊 82.2开采层4.671.76K=0.65戊

20、91.1954.67731.49戊 102.7864.67723.34戊 110.3102350.136.36.2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

21、、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 垂距瓦斯含量瓦斯排放量瓦斯涌出量瓦斯涌出量(m)（t）(%)（m3/t）方法 1(m3/t)方法 2丁 5上邻近层丁 60.92.090802210150.060.2K=45%丁 70.9602270.16本层戊 8、9、106.75开采层5.64.76下邻近层戊 110.33.32800.16合计4.815.63q 开=K1K2K3Kf(W0-Wc)式中K

22、1 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,

23、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=2.65m33）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

24、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s16 综采工作面瓦斯涌出量潞安矿务局常村矿s16 工作面走向长850m,工作面长 220m，煤层倾角 3o6o,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

25、作面瓦斯涌出量的40%，日推进速度 2.4m/d,预测结果见表 5。s16 统计的瓦斯涌出量为 6.72m3/t。类别瓦斯涌出量瓦斯涌出量m3/t0.050.11K0.40表 3 平煤十矿戊-20150 采面瓦斯涌出量预测结果煤层编号m煤厚m距戊 9 垂距m3瓦斯含量m3瓦斯排放率丁 50.990210丁 62.085210戊 80.925.57.8901.81本层戊 9、106.75开采层7.87.86下邻近层戊 112102600.68合计10.5110.83煤层厚度至开采层垂距 瓦斯排放率瓦斯含量瓦斯涌出量（m3/t）煤层表 4 阳泉一矿 1104 综采工作面瓦斯涌出量预测结果（m ）（

26、m）（%）（m3/t）方法 1方法 2小煤0.234.537517.60.820.2330.538017.6711 号0.2729.678117.691.20.3723.178717.801.772 号0.2020.608917.840.98小煤0.131.349818.150.713 号2.1开采层18.178.524 号0.453.068218.252.085 号0.386.097218.291.558 号0.838.641021.65.0549 号0.11.5141.6943.308721.721.70.050.71合计.19.9321.56瓦斯涌出量(m3/t)煤层厚度(m)采高(m)

27、煤层瓦斯含量(m3/t)方法 1方法 2637.57.457.50表 5 潞安常村矿 S1-6 工作面瓦斯涌出量预测结果从表 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。推进速度统计值预测瓦斯涌出量（m3/t）相对误差（%）矿别工作面潞安常村矿S1-62.46.727.457.510.8611.61表 6 回采工作面瓦斯涌出量预测结果(m/d)（m3/t）方法 1方法 2方法 1方法 2平一矿戊-211604.886.596.36.2-4.4-5.92平一矿戊-211314

28、5.14.815.68-5.6810.39平十矿戊-201502.51210.5110.83-12.42-9.75阳泉一矿 11047.122.2219.9321.56-10.312.97二、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，测得的瓦斯含量值均存在一定的误差

29、。（2）瓦斯含量等值线偏图误差。瓦斯含量等值线预测编绘一般采取插值法或趋势面法，用这些方法编绘出的瓦斯含量分布预测图只能从趋势上反映煤层瓦斯含量的分布规律，并不能反映每个局部瓦斯含量的变化，再加上井田内地质构造影响，瓦斯含量预测图所反映的含量规律不可避免地与其实际规律存在误差。2.地质构造的影响矿井瓦斯预测量预测时，采面的瓦斯含量是根据煤层瓦斯含量等值线图求取的，目前还无法定 量地确定煤层中的地址构造对瓦斯含量的分布影响。实际上，煤层中的大中型构造（断层、褶曲等）的存在，使得煤层分布具有明显的不均衡性。3.煤层厚度的影响在煤层产状比较稳定的情况下，煤层瓦斯涌出比较均衡，但当煤层产状发生显著变化

30、时，煤层瓦斯涌出量也会发生相应的变化。在煤层产状的诸多因素中尤以煤层厚度的变化对瓦斯涌出量影响最大。当实际煤厚大于选用平均煤厚时，造成实际瓦斯涌出量高于预测值；反之，实际值将小于预测值。预测值与实际误差的大小取决于平均煤厚的控制程度。4.预测方法系统误差分源预测法是在预测以及各种系数的取值与统计分析的基础上建立起来的，方法中的各种预测参数和计算公式都可能存在误差。因此，即使排除上述几方面的误差来源，上述两种方法预测的采面瓦斯涌出量结果也会涌出误差。高位巷抽放对于高瓦斯工作面。高位巷瓦斯抽放方法是解决采空区临近层瓦斯涌出的有效途径。特别是治理综采工作面瓦斯超限的可行措施。平顶山和盘江等矿区开展了

31、大量的高位巷瓦斯抽放研究。保证了煤炭生产的顺利进行。一、技术原理瓦斯高位巷布置在顶板破坏裂隙带内。当顶板初次垮落后。临近层及围岩内的瓦斯平衡受到破坏。由临近层及围岩解吸的瓦斯沿裂隙向采空区流动。瓦斯高位巷则可将临近层瓦斯抽出。临近层的瓦斯抽放率可高达 90%。二、平煤集团十矿戊 9-10-20150 采面高位巷抽放试验 2.高位巷布置试验工作面仍选择在十矿戊 9-10-20150 工作面。具体布置高位巷时。从北翼东区戊组轨道下山第一片盘内开口向戊 9-1020150 采空区上方（向西）做一段高位巷。该巷距戊9-10-20150 风巷顶板向上 23m。内错戊 9-10-20150 风巷 10m。

32、巷道断面 6。53m2。总长 260m。当巷道施工进入采面 40m后。因巷道变形。顶板掉渣而停止掘进。退出观察。随着回采工作面推进。巷道下沉。最大下沉量 194mm。同时形成大的裂隙。最大裂隙宽25mm。后经观测确定。该巷道处于顶板裂隙带内，因此，决定由采面原切眼对应位置退后 5m 打密封，埋入 1 根150mm 钢管，并入地面抽放系统进行抽放。2.抽放效果分析从 1997 年 12 月开始试验到 1988 年月底。累计抽放73 天。抽放的瓦斯浓度由30%逐渐升至 55%。最大抽放 1.28m3/min。日抽放量1800m3 以上。累计抽放瓦斯良65000m3。相当于此工作面在机巷和风巷 1

33、个月的瓦斯抽放量。其抽放良随时间的变化曲线如图2 所示。图上的第 32 天到第 53 天抽放量出现降底是由于工作面处于停采阶段。之后瓦斯抽放量明显增加。随着工作面的继续向前推进。高位巷已成为解决采空区瓦斯的主要途径。图 1 盘江山脚树矿 22123 采面高位巷布置示意图三、盘江矿务局山脚树矿 22123 综采面高位巷抽放试验 1.工作面概况221223 综采面走向长 730m。倾斜宽 160m。煤层厚 22.3m。地质构造较复杂。有落差为0.24m 的断层 13 条，受背斜轴影响，煤层起伏较大，煤层平均以7的坡度仰斜。最大仰角 15。顶板裂隙发育。岩性比较松软破碎。工作面绝对瓦斯涌出量 719

34、m3/min。最高达 25m3/min。开始瓦斯涌出量较小。推进2028m后瓦斯涌出量增大。瓦斯来原为临近 10#煤层和未开采煤层。风量由 1665m3/min 增加到 1908m3/min后。瓦斯还时有超限。在增加风量难以满足要求的情况下。采用了上隅角埋管抽放的措施。由于该工作面为仰采。所埋放管不能很好地插入到冒落区。抽不到高浓度瓦斯。同时埋管时操作人员经常处在瓦斯超限作区。极不安全。鉴于以上原因。正在高位巷未起作用之前又采取了在本工作面回风巷上帮打短抽放巷。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。抽放浓度由 5%8%提高到 18%以上。高位巷是

35、在采面推进超过高位抽放巷30m 时才发挥作用。2.高位巷布置高位巷布置在采面顶部 10#煤层。该煤层不可采。掘进两条高位巷。内高位巷与煤层水平投影距离为 49m。外高位巷与煤层水平投影距离为25m。采用小断面。内外高位巷在中部互相交替（见图 1）。图 2 高位巷抽放量随时间变化曲线 3.高位巷抽放效果及分析当采面推进超过高位抽放巷 30m 时。高位抽放巷开始起作用。瓦斯浓度在35%40%之间。抽放量由原来的 1012m3/min 增加到 17.721。3m3/min；当工作面推进 300m 左右时。抽放瓦斯浓度达 65% 70%。抽放量达到 3642m3/min。当回采工作面推进到外高巷附近时

36、抽放浓度逐渐下降。回风流瓦斯上升。还出现瓦斯超限。其原因是：一是内外高抽巷交替受集中压力的影响。造成煤壁漏风大；二是外高抽巷与回风巷水平投影距离达40m 以上。相离太远。未能达到高浓度区域。4.高位巷瓦斯抽放的技术经济效果分析高位巷是治理综采高档工作面瓦斯的可行措施。是解决采空区邻近层瓦斯涌出的有效途径，此方法适用于无煤层自燃或发火期较长的回采工作面。高位巷能否起到较好的抽放效果，关键是抽放巷一定要处于采空区裂隙带内，此处透气性较好又处于瓦斯富集区，能抽到高浓度瓦斯。裂隙带距开采煤层顶板的高度，各煤层不同，可按经验数据或有关计算公试得出。其次是抽放巷的水平投影距回风巷的平行距离一定要控制在15

37、20m 范围内，距离过近，巷道漏气现象严重;距离过远，抽放巷道端头不处在瓦斯富集区，抽放效果均不好。第三是抽放巷要密闭，保证不漏气，因此施工时一定要做到密闭周掏槽，见硬帮硬底，符合通风设施质量标准要求。最好是打双层密闭，双层密闭之间距离大于0.08:33 上午 2007-5-18m，并用水泥沙浆充填，还在密闭前及附近 23m 巷道四周进行喷浆封闭，经过这样处理的密闭基本不漏气。第四是抽放管口位置距离密闭墙不得小于0.5m 高度应大于巷道高度的 2/3。抽放管口应设有不能进入杂物的保护设施，如果巷道的淋水较大，要在密闭底部安设排水管或返水池。由于高抽巷断面小，施工进度快，施工完后可以回收大部分支

38、架，并且不用打抽放孔和通风， 因此费用比较低，管理简单且安全，技术经济合理，抽放效果也比隅角埋管，短抽放巷等方法理想，许多煤矿一直用此法处理采煤工作面瓦斯，收到了很好的效果。另一方面，高抽巷方法虽治理瓦斯有一定效果，但不能采用单一的方法，还应结合矿井实际及瓦斯来源情况，采取多种抽放方法互相结合，以做到采掘抽结合。运用类比法预测矿井瓦斯涌出量一、基本原理瓦斯生成、赋存、排放条件是受地质构造因素控制的。在未开发的井田、未受采动影响处于自然状态的煤层瓦斯含量的分布规律与地质构造条件密切的关系，而矿井瓦斯涌出量的大小，一方面受控于地质因素，另一方面受开采方法的影响很大。因此，在一个煤田或一个矿区范围内

39、，在地质条件相同或相似的情况下，矿井瓦斯涌出量与钻孔煤层瓦斯含量之间存在一个自然比值。对于新建矿井，在地质勘探期间已经提供了钻孔煤层瓦斯含量的基础数据，而矿井瓦斯涌出量是未知数。若要求得该参数，可以通过邻近生产矿井已知的矿井瓦斯涌出量资料和钻孔煤层瓦斯含量是未知树。若要求得该参数，可以通过邻近生产矿井以知的矿井瓦斯涌出量资料和钻孔煤层含量资料的统计运算，求得一个比值。然后将该比值与新建矿井已知的钻井煤层瓦斯含量相乘，即可得到新建矿井的瓦斯涌出量。公式表达为：A/B=C/D 即C=AD/B式中A生产矿井瓦斯涌出量； B生产矿井钻孔煤层瓦斯含量； C新建矿井瓦斯涌出量； D新建矿井钻孔煤层瓦斯含量

40、。二、类比条件运用类比法预测新建矿井瓦斯涌出量是通过邻近生产矿井的实际瓦斯资料统计来进行的。因此，必须把相同或相似的地质、开采条件作为两个矿井类比的前提。平煤集团公司十三矿瓦斯涌出量的预测，选择了距十三矿较近的向斜西南翼的八矿、十矿、十二矿（简称东三矿）作为类比矿井，其类比条件具备：（1）含煤地层均为石炭二叠系，其沉积环境，煤系地层厚度，含煤系数基本相同；（2）含煤层数，主采煤层厚度、结构、各煤层层间距基本相似；（3）主采煤层的煤岩成分，煤种牌号，煤层特征基本相似；（4）煤层顶、底板岩性，对瓦斯的封闭条件基本相似；（5）十三矿与东三矿同位于平顶山煤田的李口向斜这一主体构造单元之中，井田内断层、褶皱发育程度对煤层，瓦斯的控制作用基本相似；（6）开拓方式、设计能力与十矿相同；（7）开采方法与东三矿相同，开采己组煤的深度比东三矿略深；（8）