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CN109002919B - 一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法 - Google Patents

一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法 Download PDF

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CN109002919B CN201810782963.XA CN201810782963A CN109002919B CN 109002919 B CN109002919 B CN 109002919B CN 201810782963 A CN201810782963 A CN 201810782963A CN 109002919 B CN109002919 B CN 109002919B
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Abstract

一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法，包括以下步骤：根据矿山压力对工作面的作用效果，把工作面前方煤体划分为初始压缩及塑性变形区A、煤体的强烈压缩及破坏区B和顶板回转作用区C。由于应力的升高致使煤体内压力升高，从而使该部分煤体中部分游离态的瓦斯会变成吸附态瓦斯，不利于瓦斯的释放。工作面瓦斯的释放可以看做是这两部分释放的，算出A区的瓦斯量与两帮的释放量就可以近似的表达工作面的瓦斯含量。本发明通过将工作面前方煤层划分为不同的几个区域，通过计算破碎区域区域的瓦斯涌出含量，从而得到工作面的瓦斯涌出量。通过计算得到的数据，用来指导矿井采取更加经济合适的措施预防瓦斯，从而提高矿井安全生产水平。

Description

一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法
技术领域
本发明属于煤矿矿井瓦斯治理技术领域，尤其涉及一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法。
背景技术
工作面瓦斯预测是矿井瓦斯预测的基础。目前矿井瓦斯涌出量预测大多采用分源预测法和统计分析法。其中分源预测法主要针对薄及中厚煤层不分层开采，对于厚煤层开采的瓦斯涌出量预测采用瓦斯涌出系数进行计算，由于具体开采条件的差异，相关的系数往往需要进行实际测定，在没有进行测定前会造成预测数据的不精确。而统计预测法则要求被预测的回采工作面在开采方法、煤层赋存条件、瓦斯地质条件与样本工作面相同或相似。在厚煤层开采时，尤其是用放顶煤开采时，煤体放出的不均匀性、不同煤厚和顶板矿山压力对煤体破断影响的差异性、以及不同开采条件回采率不同等原因，目前的预测方法对放顶煤开采时的预测普遍存在困难。
发明内容
本发明为了解决现有技术中的不足之处，提供一种可实时监控锚杆受力状况、提高安全支护监测、及时提醒工人排出安全隐患的矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法，包括以下步骤，
（1）、根据矿山压力对工作面的作用效果，把工作面前方煤体由后向前依次划分为第一初始压缩及塑性变形区A、第一煤体的强烈压缩及破坏区B和第一顶板回转作用区C；
（2）、矿井下的区域运输巷平行于区域回风巷，区域运输巷位于区域回风巷的左侧，区域运输巷的右侧帮由左向右依次划分为第二初始压缩及塑性变形区A1、第二煤体的强烈压缩及破坏区B1和第二顶板回转作用区C1，区域回风巷的左侧帮由右向左依次划分为第三初始压缩及塑性变形区A2、第三煤体的强烈压缩及破坏区B2和第三顶板回转作用区C2；
（3）、对步骤（1）中工作面前方煤体瓦斯绝对涌出量QA；
（4）、对步骤（2）中区域运输巷的右侧帮和区域回风巷的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q1+2；
（5）、最后得到矿井工作面处瓦斯涌出量Q=QA+ Q1+2。
步骤（3）中QA的确定过程为：
第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B相邻，其分界线是由煤体各层位破坏支承压力点连成的，其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x0可以用下式表示：
Figure 767112DEST_PATH_IMAGE001
其中x0——煤壁至曲线与煤层底板界面交点的水平距离，m；
M——煤层厚度，m；
λ——侧压系数，
Figure 530799DEST_PATH_IMAGE002
，μ为煤体的泊松比；
Φ——煤体的内摩擦角，°；
K——支承压力峰值的应力集中系数；
H——煤层采深，m；
γ——上覆岩层平均容重，
Figure 977087DEST_PATH_IMAGE003
；
C——煤体的内聚力，MPa；
Px——工作面支架对煤壁的支护反力形成的支护强度，MPa；
Figure 329570DEST_PATH_IMAGE004
；
Ft——支架工作阻力，MN；
α——支架立柱倾角，°；
B——支架宽度，m。
第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B的分界线的曲线方程式可以表示为：
x= 0.0784H2+0.376 H + x0
则由此可以计算破碎区宽度Lp为：
Lp= 0.0784M2+0.376M+ x0
1）第一初始压缩及塑性变形区A煤体体积的确定
由于第一煤体的强烈压缩及破坏区B为分界线下方x0至Lp所围成的部分；设工作面长度为D米，煤层厚度、即采高为M米，则第一初始压缩及塑性变形区A的煤体体积VA为：
Figure 819589DEST_PATH_IMAGE005
2）第一初始压缩及塑性变形区A的煤体瓦斯涌出量
设工作面截深为E米，采煤机割煤速度为V米/分钟，根据现场统计，工作面割一刀煤的时间L/V一般不会小于15分钟，当15≤L/V≤30时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的60%；当31≤L/V≤60时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的85%；61≤L/V时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的95%；
由此可以计算当工作面截深为E米、采煤机割煤速度为V米/分钟、原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，割煤后A区瓦斯绝对涌出量：
Figure 585419DEST_PATH_IMAGE006
式中：
K——瓦斯释放均匀系数，根据瓦斯赋存的均匀程度可取1.0-1.5；
Figure 6037DEST_PATH_IMAGE007
——瓦斯释放程度系数，当15≤L/V≤30时，取0.6；当31≤L/V≤60时，取0.85；61≤L/V时，取0.95。
步骤（4）中区域运输巷的右侧帮和区域回风巷的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q的具体确定过程为：
第二初始压缩及塑性变形区A1和第二煤体的强烈压缩及破坏区B1之间的分界线与第三初始压缩及塑性变形区A2和第三煤体的强烈压缩及破坏区B2之间的分界线左右对称布置，
其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x1可以用下式表示
Figure 26076DEST_PATH_IMAGE008
Px1——煤壁前方的超前压力
根据分界线的曲线方程式：
x= 0.0784H2+0.376H+X1
则由此可以计算破碎区宽度Lp1为：
Lp1= 0.0784M2+0.376M+ X1
超前压力影响下的第二初始压缩及塑性变形区A1和第三初始压缩及塑性变形区A2的破碎情况与沿工作面方向是相似的，因为超前压力影响有一定的范围，取破碎的范围近似为20m；
则超前压力影响下的两帮的破碎区的体积
Figure 139526DEST_PATH_IMAGE009
Figure 127073DEST_PATH_IMAGE010
原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，在超前压力的影响下，两帮煤壁的瓦斯涌出量按50%来计算，则煤壁两帮的瓦斯涌出量Q1+2为：
Figure 421221DEST_PATH_IMAGE011
。
采用上述技术方案，本发明根据矿山压力对工作面的作用效果，把工作面前方、区域运输巷的右侧帮及区域回风巷左侧帮均划分为初始压缩及塑性变形区、煤体的强烈压缩及破坏区和顶板回转作用区。而煤体的强烈压缩及破坏区和顶板回转作用区处于应力增高区，由于应力的升高致使煤体内压力升高，从而使该部分煤体中部分游离态的瓦斯会变成吸附态瓦斯，不利于瓦斯的释放。因为超前压力的影响，使初始压缩及塑性变形区与工作面前方两帮煤壁更加的破碎，从而释放出一定量的瓦斯。所以工作面瓦斯的释放可以看做是这两部分释放的，因此算出初始压缩及塑性变形区的瓦斯量与区域运输巷的右侧帮及区域回风巷左侧帮的释放量就可以近似的表达工作面的瓦斯含量。
综上所述，本发明通过将工作面前方煤层划分为不同的几个区域，通过计算破碎区域区域的瓦斯涌出含量，从而得到工作面的瓦斯涌出量。通过计算得到的数据，用来指导矿井采取更加经济合适的措施预防瓦斯，从而提高矿井安全生产水平。
附图说明
图1是工作面前方煤体沿平行于巷道长度方向垂直截面示意图；
图2是沿巷道宽度方向垂直截面示意图。
具体实施方式
本发明的一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法，包括以下步骤，
（1）、如图1所示，根据矿山压力对工作面的作用效果，把工作面前方煤体由后向前依次划分为第一初始压缩及塑性变形区A、第一煤体的强烈压缩及破坏区B和第一顶板回转作用区C；
（2）、如图2所示，矿井下的区域运输巷1平行于区域回风巷2，区域运输巷1位于区域回风巷2的左侧，区域运输巷1的右侧帮由左向右依次划分为第二初始压缩及塑性变形区A1、第二煤体的强烈压缩及破坏区B1和第二顶板回转作用区C1，区域回风巷2的左侧帮由右向左依次划分为第三初始压缩及塑性变形区A2、第三煤体的强烈压缩及破坏区B2和第三顶板回转作用区C2；
（3）、对步骤（1）中工作面前方煤体瓦斯绝对涌出量QA；
（4）、对步骤（2）中区域运输巷1的右侧帮和区域回风巷2的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q1+2；
（5）、最后得到矿井工作面处瓦斯涌出量Q=QA+ Q1+2。
步骤（3）中QA的确定过程为：
如图1所示，第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B相邻，其分界线是由煤体各层位破坏支承压力点连成的，其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x0可以用下式表示：
Figure 482718DEST_PATH_IMAGE012
其中x0——煤壁至曲线与煤层底板界面交点的水平距离，m；
M——煤层厚度，m；
λ——侧压系数，
Figure 563806DEST_PATH_IMAGE013
，μ为煤体的泊松比；
Φ——煤体的内摩擦角，°；
K——支承压力峰值的应力集中系数；
H——煤层采深，m；
γ——上覆岩层平均容重，
Figure 976333DEST_PATH_IMAGE003
；
C——煤体的内聚力，MPa；
Px——工作面支架对煤壁的支护反力形成的支护强度，MPa；
Figure 817381DEST_PATH_IMAGE014
；
Ft——支架工作阻力，MN；
α——支架立柱倾角，°；
B——支架宽度，m。
第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B的分界线的曲线方程式可以表示为：
x= 0.0784H2+0.376 H + x0
则由此可以计算破碎区宽度Lp为：
Lp= 0.0784M2+0.376M+ x0
1）第一初始压缩及塑性变形区A煤体体积的确定
由于第一煤体的强烈压缩及破坏区B为分界线下方x0至Lp所围成的部分；设工作面长度为D米，煤层厚度、即采高为M米，则第一初始压缩及塑性变形区A的煤体体积VA为：
Figure 998964DEST_PATH_IMAGE015
2）第一初始压缩及塑性变形区A的煤体瓦斯涌出量
设工作面截深为E米，采煤机割煤速度为V米/分钟，根据现场统计，工作面割一刀煤的时间L/V一般不会小于15分钟，当15≤L/V≤30时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的60%；当31≤L/V≤60时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的85%；61≤L/V时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的95%；
由此可以计算当工作面截深为E米、采煤机割煤速度为V米/分钟、原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，割煤后A区瓦斯绝对涌出量：
Figure 250954DEST_PATH_IMAGE016
式中：
K——瓦斯释放均匀系数，根据瓦斯赋存的均匀程度可取1.0-1.5；
Figure 150776DEST_PATH_IMAGE007
——瓦斯释放程度系数，当15≤L/V≤30时，取0.6；当31≤L/V≤60时，取0.85；61≤L/V时，取0.95。
如图2所示，步骤（4）中区域运输巷1的右侧帮和区域回风巷2的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q的具体确定过程为：
第二初始压缩及塑性变形区A1和第二煤体的强烈压缩及破坏区B1之间的分界线与第三初始压缩及塑性变形区A2和第三煤体的强烈压缩及破坏区B2之间的分界线左右对称布置，
其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x1可以用下式表示
Figure 529936DEST_PATH_IMAGE008
Px1——煤壁前方的超前压力
根据分界线的曲线方程式：
x= 0.0784H2+0.376H+X1
则由此可以计算破碎区宽度Lp1为：
Lp1= 0.0784M2+0.376M+ X1
超前压力影响下的第二初始压缩及塑性变形区A1和第三初始压缩及塑性变形区A2的破碎情况与沿工作面方向是相似的，因为超前压力影响有一定的范围，取破碎的范围近似为20m；
则超前压力影响下的两帮的破碎区的体积
Figure 831605DEST_PATH_IMAGE009
Figure 520075DEST_PATH_IMAGE017
原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，在超前压力的影响下，两帮煤壁的瓦斯涌出量按50%来计算，则煤壁两帮的瓦斯涌出量Q1+2为：
Figure 907194DEST_PATH_IMAGE011
。
本实施例并非对本发明的形状、材料、结构等作任何形式上的限制，凡是依据本发明的技术实质对以上实施例所作的任何简单修改、等同变化与修饰，均属于本发明技术方案的保护范围。

Claims (2)

1.一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法，其特征在于：包括以下步骤，
（1）、根据矿山压力对工作面的作用效果，把工作面前方煤体由后向前依次划分为第一初始压缩及塑性变形区A、第一煤体的强烈压缩及破坏区B和第一顶板回转作用区C；
（2）、矿井下的区域运输巷平行于区域回风巷，区域运输巷位于区域回风巷的左侧，区域运输巷的右侧帮由左向右依次划分为第二初始压缩及塑性变形区A1、第二煤体的强烈压缩及破坏区B1和第二顶板回转作用区C1，区域回风巷的左侧帮由右向左依次划分为第三初始压缩及塑性变形区A2、第三煤体的强烈压缩及破坏区B2和第三顶板回转作用区C2；
（3）、对步骤（1）中工作面前方煤体瓦斯绝对涌出量QA；
（4）、对步骤（2）中区域运输巷的右侧帮和区域回风巷的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q1+2；
（5）、最后得到矿井工作面处瓦斯涌出量Q=QA+ Q1+2；
步骤（3）中QA的确定过程为：
第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B相邻，其分界线是由煤体各层位破坏支承压力点连成的，其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x0可以用下式表示：
Figure 514582DEST_PATH_IMAGE001
其中x0——煤壁至曲线与煤层底板界面交点的水平距离，m；
M——煤层厚度，m；
λ——侧压系数，
Figure 323269DEST_PATH_IMAGE002
，μ为煤体的泊松比；
Φ——煤体的内摩擦角，°；
K——支承压力峰值的应力集中系数；
H——煤层采深，m；
γ——上覆岩层平均容重，106N/m2；
C——煤体的内聚力，MPa；
Px——工作面支架对煤壁的支护反力形成的支护强度，MPa；
Figure 601935DEST_PATH_IMAGE003
；
Ft——支架工作阻力，MN；
α——支架立柱倾角，°；
B——支架宽度，m；
第一初始压缩及塑性变形区A与第一煤体的强烈压缩及破坏区B的分界线的曲线方程式可以表示为：
x= 0.0784H2+0.376 H + x0
则由此可以计算破碎区宽度Lp为：
Lp= 0.0784M2+0.376M+ x0
1）第一初始压缩及塑性变形区A煤体体积的确定
由于第一煤体的强烈压缩及破坏区B为分界线下方x0至Lp所围成的部分；设工作面长度为D米，煤层厚度、即采高为M米，则第一初始压缩及塑性变形区A的煤体体积VA为：
Figure 329720DEST_PATH_IMAGE004
2）第一初始压缩及塑性变形区A的煤体瓦斯涌出量
设工作面截深为E米，采煤机割煤速度为V米/分钟，根据现场统计，工作面割一刀煤的时间L/V一般不会小于15分钟，当15≤L/V≤30时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的60%；当31≤L/V≤60时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的85%；61≤L/V时，破碎煤体的瓦斯涌出量为总瓦斯含量的95%；
由此可以计算当工作面截深为E米、采煤机割煤速度为V米/分钟、原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，割煤后A区瓦斯绝对涌出量：
Figure 631519DEST_PATH_IMAGE005
式中：
K——瓦斯释放均匀系数，根据瓦斯赋存的均匀程度可取1.0-1.5；
Figure 181580DEST_PATH_IMAGE006
——瓦斯释放程度系数，当15≤L/V≤30时，取0.6；当31≤L/V≤60时，取0.85；61≤L/ V时，取0.95。
2.根据权利要求1所述的一种矿井工作面瓦斯涌出量预测的方法，其特征在于：步骤（4）中区域运输巷的右侧帮和区域回风巷的左侧帮煤体的瓦斯绝对涌出量Q的具体确定过程为：
第二初始压缩及塑性变形区A1和第二煤体的强烈压缩及破坏区B1之间的分界线与第三初始压缩及塑性变形区A2和第三煤体的强烈压缩及破坏区B2之间的分界线左右对称布置，
其截距及该煤壁至分界线与煤层底板界面交点的水平距离x1可以用下式表示
Figure 580332DEST_PATH_IMAGE007
Px1——煤壁前方的超前压力
根据分界线的曲线方程式：
x= 0.0784H2+0.376H+X1
则由此可以计算破碎区宽度Lp1为：
Lp1= 0.0784M2+0.376M+ X1
超前压力影响下的第二初始压缩及塑性变形区A1和第三初始压缩及塑性变形区A2的破碎情况与沿工作面方向是相似的，因为超前压力影响有一定的范围，取破碎的范围近似为20m；
则超前压力影响下的两帮的破碎区的体积
Figure 885542DEST_PATH_IMAGE008
Figure 2534DEST_PATH_IMAGE009
原始相对瓦斯含量为q立方米/吨时，在超前压力的影响下，两帮煤壁的瓦斯涌出量按 50%来计算，则煤壁两帮的瓦斯涌出量Q1+2为：
Figure 418603DEST_PATH_IMAGE010
。
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