許廠煤礦1.8 Mta新井設計含5張CAD圖.zip
許廠煤礦1.8 Mta新井設計含5張CAD圖.zip,許廠煤礦1.8,Mta新井設計含5張CAD圖,煤礦,1.8,Mta,設計,CAD
“三下”壓煤開采技術(shù)研究
摘要：建筑物下、鐵路下、水體下開采，簡稱“三下”開采。
據(jù)目前不完全統(tǒng)計，我國國有骨干大中型礦井“三下”壓煤量達到140億噸以上，其中建筑物下壓煤占整個“三下”壓煤量的60%以上，水體下（包括承壓廢巖水上）壓煤占28%左右，鐵路下壓煤占12%左右，然而，到目前為止，我國僅從“三下”采出的煤炭約有10億噸，只占整個“三個”壓煤量的7%左右。
關(guān)鍵詞：“三下”開采；理論；措施
0引言
據(jù)目前不完全統(tǒng)計，我國國有骨干大中型礦井“三下”壓煤量達到140億噸以上，其中建筑物下壓煤占整個“三下”壓煤量的60%以上，水體下（包括承壓廢巖水上）壓煤占28%左右，鐵路下壓煤占12%左右，然而，到目前為止，我國僅從“三下”采出的煤炭約有10億噸，只占整個“三個”壓煤量的7%左右。
1國內(nèi)外現(xiàn)狀
1.1建筑物下采煤
波蘭，從1950年起開始進行建筑物下采煤試驗，到1980年，已從各種煤柱中采出近7000萬t左右，占產(chǎn)量的40％一42％。
英國在建筑物下開采只對井筒和絞車房留保安煤柱，其它一律不留保安煤柱進行開采。
德國對城市和建筑物下采煤研究最早，從1902年就開始用水沙充填法回采重要建筑物下的保安煤柱。例如埃森采了九個煤層總厚達10.2m。
1.2鐵路下采煤
鐵路下開采系指鐵路干線與支線下所壓煤層的開采，礦區(qū)專用線下開采已不存在問題，故不包括在內(nèi)。過去對鐵路的保護也是采用留設礦柱的方法，目前對鐵路礦柱的開采已取得了足夠的經(jīng)驗。如波蘭在卡托維茨通往沃波雷省的干線和具托姆車站下進行了開采、采厚達20m，車站普遍下沉了3m，最多達3.7m。
我國礦區(qū)專用線下開采，在技術(shù)上已完全過關(guān)，所以鐵路下開采不包括專用線下開采；支線下開采效果良好，如焦李、三萬、薛棗、婁鄧等；干線下開采的不多。在雞西麻山、滴道兩礦的林口——密山干線下開采獲得成功、本溪局在沈陽——丹東的干線下試采。還有棗莊局在鄒塢車站下，阜新局在露天剝離站下。開灤及平頂山、漣邵在鐵路橋下，南桐局在二萬線的板塘隧道下開采都取得成功。
1.3水體下采煤
水體下開采的實質(zhì)是如何確定防水和防砂礦柱的高度，此上限到地面的垂高，就是安全開采深度。
水體下開采主要是防止覆水和泥砂潰人井下，有時還要保護地面水體，如水庫、堤壩等。水體下開采通常用疏干、排放、隔離等措施，使資源盡量采出，還要減少排水費用。
前蘇聯(lián)已在一些較大河流下來出了干百萬噸的煤炭；日本、英國、加拿大和智利等國家海下開采經(jīng)驗豐富。
我國在淮河下、微山湖下、資江河漫灘下來煤也取得了不少的經(jīng)驗。
2.地表移動變形的基本規(guī)律
2.1巖體采動引起的圍巖及地表變化
根據(jù)巖層移動的特征和破壞形態(tài)，如下面一組圖所示。
圖2-1巖體移動分帶
圖2-2開采水平礦層充分采動時的地表移動盆地示意圖
圖2-3開采傾斜礦層時的地表移動盆地示意圖
圖2-4巖層與地表移動中常用的幾種角
2.2地表移動與變形參數(shù)的分類及計算
圖2-5主斷面內(nèi)地表點移動示意圖
2.2.1變形參數(shù)
（1）傾斜：地表相鄰兩點的下沉由于不均勻，便在地表產(chǎn)生連點間的相對位移，出現(xiàn)傾斜變形。通常用T表示，單位為mm/m,
（2）曲率：如果地表相鄰兩點的傾斜也不均勻，則地表將出現(xiàn)彎曲。因此，單位長度內(nèi)的傾斜變化就為曲率，用K表示，單位用/m或mm/,。
（3）水平變形：它是由于相鄰兩點的水平移動不均勻而產(chǎn)生的。在外緣區(qū)產(chǎn)生拉伸變形，在內(nèi)邊緣區(qū)產(chǎn)生壓縮變形。通常用表示，單位為mm/m。
圖2-6傾斜礦層非充分采動時主斷面內(nèi)地表移動和變形分布規(guī)律
移動變形曲線間的函數(shù)關(guān)系
下沉曲線 =
傾斜曲線 =
曲率曲線 =
圖2-7急傾斜礦層非充分采動時主斷面內(nèi)地表移動和變形規(guī)律
水平移動曲線 =B
水平變形曲線 =B
2.3主斷面地表移動變形的計算
2.3.1概述
單元開采圖
圖1-3-1指開采的范圍無限小的單位開采，其體積為1×1×1的無限小單元。在地下采出一個單元立方體（1×1×1）（圖2-8）后，在Z水平形成一個單元下沉盆地，其面積為 =，這一下沉事件的發(fā)生，等于以下兩個事件同時發(fā)生：在剖面B-B上x處的一段巖石條內(nèi)有下沉發(fā)生，同時在D-D剖面上y處的一段巖石條。
內(nèi)有下沉發(fā)生。因此，發(fā)生下沉這件事的概率即為發(fā)生次二事件的概率之積：
==
式中平方是由對稱性所致。
令單元下沉為，則在走向剖面上：
=
在傾斜剖面上：
=
在空間條件下，開采面積與采高皆為一個微小單元時：
=
圖2-8單元開采引起的巖層下沉的概率
2.4水平礦層半無限開采地表移動與變形計算
2.4.1 移動變形曲線函數(shù)式
（1）下沉曲線函數(shù)
如圖2-9，采深為H，采厚為m,坐標原點通過開采邊界，設在s距離處采出寬度的一段礦層，在其上方水平形成單元下沉盆地其表達式為：
dW=qm(x-s)
dW=qm
當?shù)V層自s=0采到s=∞時，地表（z=H）穩(wěn)定后的下沉盆地表達式為：
=qm
則 =
這就是隨機介質(zhì)理論法下沉曲線的積分表達式，是克諾泰1937年首先提出的。
圖2-9下沉盆地剖面方程
（2）傾斜曲線
= （3-2）
傾斜曲線最大值：
=
其中 h=,r叫主要影響半徑
為了弄清h與r間的關(guān)系，如圖1-4-2所示：
在圖中，做下沉曲線拐點處的切線，與及=的水平線分別交于1點和2點，則得到這兩點的水平距離，以r表示。此切線的斜率就是相應曲線的最大斜率（當斜率角>時就不相切了）。
tg===, 即=
因此： h=
通過對礦區(qū)實測資料的分析，在地表移動盆地的邊緣區(qū)，在拐點兩側(cè)各一個r的范圍內(nèi)，地表變形值較大，在外邊緣區(qū)一個r的位置下沉值為0.0063，在內(nèi)邊緣區(qū)的一個r的位置，下沉值為0.9937，所以在此區(qū)域內(nèi)是對地面建筑破壞最嚴重的，因此把r叫做主要影響半徑，或主要影響范圍。主要影響范圍也可以由角圈定。如圖2-10所示，可知：
th=
角叫做主要影響范圍角，簡稱主要影響角。r及均由巖層性質(zhì)決定。
圖2-10參數(shù)h與主要影響半徑r的含義
將h=帶入（3-2）式：
= （3-3）
當x=0時，=，帶入（3-3）式：
= （3-4）
（3）曲率曲線
傾斜的變化便產(chǎn)生曲率，使地面彎曲，故斜率是傾斜的導數(shù)：
== （3-5）
求極值：令=0，得x=0.4r，帶入（3-5）式：
=1.52=1.52
（4）水平移動曲線
水平移動曲線的分布與傾斜曲線相似，二者為線性關(guān)系。
=B=B
令b=,b也叫做水平移動系數(shù)，代入上式：
=b (3-6)
求極值：令=0，x=0,則=b,帶入（3-6）式：
=
（5）水平變形曲線
==-
求極大值：令=0，得x=0.4r
==1.52b
表2-1列出了移動變形的基本表達式，以及各自的最大值和最大值的位置。
表2-1
2.4.2實用計算表
將移動變形曲線表達式進行變換，化為無因次的量：
=
上式的左邊表示各分布值相當于最大值的量，叫做分布函數(shù)。每個式中都有，都是的函數(shù)，這樣，取不同的值，即可得到相應分布系數(shù)值。因次，把作為橫坐標，按百分之一取值，計算出相應的分布函數(shù)、……值，作為縱坐標，可以做出地表移動和變形的無因次曲線（如圖2-11）
圖2-11移動及變形分布函數(shù)
3.“三下”采煤技術(shù)的發(fā)展
3.1建筑物下采煤及地表保護措施
（1）充填法
（2）部分開采法
部分開采法包括兩個方面的內(nèi)容：一是條帶開采法，即在開采范圍內(nèi)開采一條，保留一條，用保留條帶煤柱支撐頂板，以達到減少地表下沉的目的。
3.1.1留寬與采寬的計算
一、采寬b的確定
1、在保證地表不出現(xiàn)波浪形的條件下，以水平變形=2mm的臨界值，對建筑物不產(chǎn)生破壞的前提下，主要影響半徑與采高之比r/m應大于20，用諾模圖（如圖3-1，圖3-2）來確定采寬b。圖中的陰影部分為可選取范圍。
2、根據(jù)經(jīng)驗。采寬按來選取，如采寬較大，應在頂板初次周期來壓之前結(jié)束工作面。采寬選定后，再計算留寬a。
圖3-1確定采寬b的諾模圖
3、要考慮頂板初次來壓和周期來壓。當采寬不太大時，b應不超過頂板的初次來壓步距，工作面不受初次來壓影響。b如較大，則應不大于初次來壓步距與周期來壓步距之和以保證在周期來壓之前結(jié)束工作面，應避免剛發(fā)生過周期來壓就結(jié)束工作面。
二、留寬a的確定。
確定留寬a的原則應能使礦柱承受的載荷比礦柱實際承受的載荷要大，這時礦柱的安全系數(shù)K>1，表明礦柱是穩(wěn)定的。在一般情況下，為了提高回采率，安全系數(shù)K取1，即礦柱能承受的載荷等于實際承受的載荷。
另外，礦柱的承載能力與礦柱的形狀有關(guān)，礦柱的形狀一般有方形、矩形和長條形。下面分別列出礦柱留寬a0.1mH時以上三種形狀礦柱能承受的極限載荷值的公式：
圖3-2確定采寬b的諾模圖
（r/b=1.5;r/b=2.0）
方礦柱：
（t）
矩形礦柱：
（t）
長礦柱：
（t）
計算礦柱實際承受的載荷值公式：
方礦柱：
（t）
矩形礦柱：
（t）
長礦柱：
（t/m）
式中 、、——分別為方形、矩形、長條形礦柱能承受的極限載荷；
、 、——分別是方形、矩形、、長條形礦柱實際承受的載荷；
d——保留條帶礦柱的長度；
、——分別為沿礦層走向方向和傾斜方向礦柱之間的采出值。
現(xiàn)以K=1為條件，推導出計算保留條帶礦柱留寬的公式，在設計時，大部分按寬礦柱中的長礦柱進行計算：
長礦柱的留寬：
為了長壁工作面搬家運設備材料的方便，在保留礦柱的中部開一聯(lián)絡巷，此時應按矩形礦柱進行計算。
矩形礦柱的留寬：
采出率驗算：
回收率s可依開采條件確定。
設礦層傾角水平，埋深為H（cm），開采之前，作用于礦層的垂直應力等于：
=rH
式中 r——礦層覆巖平均容重（kg/）。
當條帶開采后，礦柱上所承受的垂直平均應力將增加為：
==rH （6—1）
而必須小于礦柱的許可抗壓強度，礦柱才能不被壓壞，即：
我們?nèi)〉忍?，并帶入?—1）式中，得：
S=1-
這樣，只要知道，就可以算出s了。我們令礦柱極限抗壓強度為，強度備用系數(shù)為n，則：
=
式中 ——礦樣單向抗壓強度；
n——強度備用系數(shù)，對于充填條帶法n=1.5，對于冒落條帶法n=2.0。
由此，回采率s可表示為：
S=1- （6—2）
由上式可以看出，礦層深度小，強度大，覆巖平均容重小，用充填條帶法開采時，回采率就高。
單向受力狀態(tài)下留寬a的計算用下式：
a=
式中的S由（6—2）式求得即可。
進而可以計算出條帶開采時的極限開采深度：
3.1.2消除或減少開采影響的疊加
當幾個煤層（或厚煤層幾個分層）或同一煤層的幾個部分同時開采時，如果采區(qū)邊界布置不合理，或者采面推進的時間、方向不適當，就會造成開采影響的疊加，從而使地表移動變形值增加，如圖3-1-3所示。
圖3-3
在同時開采兩個煤層（或分層）時，如圖2-3-1(a)，開采影響的疊加可能是推進著的工作面上方地表移動與變形的疊加（即采面同時由左向右推進時的情形），也可能是開采邊界（或停止推進的工作面）上方地表移動與變形的疊加。圖2-3-2(b)表示同一煤層兩個部分同時開采時地表移動變形的疊加。在這種情況下，不管1，2兩部分采面如何推進（采煤面相對、相背或相平行），在煤柱上方地表的移動和變形都要經(jīng)受開采過程中的疊加，以及采動以后煤柱做為兩個開采邊界的地表移動變形疊加。這些都說明地表移動變形的疊加與采面推進的時間和開采邊界的位置有關(guān)，即與時間和空間因素有關(guān)。為了減少或消除開采影響的疊加，可以采用以下措施：
（1）順序開采
就是要一層一層或一個分層一個分層地進行開采，并要求兩層或兩個分層的開采間隔時間要足夠長。
（2）合理布置各煤層或分層開采邊界的位置
地下開采對地表的有害影響，主要在開采邊界的兩側(cè)。為了減小或消除開采邊界及附近地表移動變形值的疊加，可將各個煤層的開采邊界彼此錯開一定的距離，讓它們不重疊，一個垂直剖面內(nèi)（如圖6-2）。
（3）干凈回采
（4）正確安排工作面推進方向
開采建筑物和構(gòu)筑物保護煤柱時，一般采用由煤柱一側(cè)向另一側(cè)推進的方法，即采用單翼開采方法。
3.1.4協(xié)調(diào)開采
協(xié)調(diào)開采就是數(shù)個煤層和分層同時進行開采，使所產(chǎn)生的地表拉伸變形和壓縮變形互相抵消，以達到減少開采對地表的影響。
協(xié)調(diào)開采的主要方法有以下幾種：
（1）數(shù)個煤層協(xié)調(diào)開采
兩個或多個煤層同時開采時，如果將這些煤層的工作面互相錯開一定距離，使開采一個煤層所產(chǎn)生的地表壓縮變形區(qū)準確地位于開采另一個煤層開采所產(chǎn)生的地表拉伸變形區(qū)內(nèi)。這樣，地表的變形值就可以抵消一部分，從而減少對建筑物和構(gòu)筑物的有害影響。
（2）數(shù)個煤層分層協(xié)調(diào)開采
若將厚煤層的數(shù)個分層同時開采，各分層工作面之間錯開一定距離，同樣可以使地表變形抵消一部分。
圖3-4
兩個分層工作面錯開的距離由下式計算：
式中：r——主要影響半徑；
H——開采深度。
3.1.5消除開采邊界的影響
開采對地表影響最嚴重的地區(qū)是開采邊界兩側(cè)附近上方地表移動盆地的邊緣區(qū)。消除開采邊界影響的主要措施是使受采動的建筑物下采煤范圍不出現(xiàn)開采邊界和不使工作面長期停頓。主要措施有：
（1）長工作面開采
當用一個工作面開采時，要確定合理的工作面長度，應盡可能使被保護的建筑物位于開采后的地表均勻下沉區(qū)。
（2）連續(xù)開采
即一個工作面接著一個工作面，一個采區(qū)接著一個采區(qū)，一個小階段（或水平）接著一個小階段（或水平）開采下去，中間不能間隔時間過長。
（3）聯(lián)合開采
如果保護煤柱范圍內(nèi)是分屬于幾個礦進行開采，則必須由幾個礦聯(lián)合進行協(xié)調(diào)開采，以避免產(chǎn)生開采邊界。
3.1.6提高回采速度
在已經(jīng)穩(wěn)定的地表移動盆地區(qū)，最大變形值出現(xiàn)在盆地邊緣區(qū)，盆地中間區(qū)的地表變形值較小，但是在開采過程中地表點都要經(jīng)過拉伸、壓縮到穩(wěn)定的過程，其動態(tài)變形值的大小與回采速度（工作面的推進速度）有密切的關(guān)系。工作面的推進速度愈大，動態(tài)變形值愈小。但提高工作面推進速度會造成地表下沉速度和變形速度增加，而建筑物較易適應地表的緩慢變形，如變形速度很快往往也會導致建筑物的損壞。因此，擬提高開采速度時，應綜合考慮各方面的因素。
3.2水體下采煤
3.2.1覆巖破壞規(guī)律
一、影響覆巖破壞規(guī)律的因素
在近水體采礦時覆巖破壞規(guī)律是指導水裂縫帶的分布形態(tài)和最大高度。影響覆巖破壞 規(guī)律的因素如下：
1、覆巖力學性質(zhì)及結(jié)構(gòu)的影響
2、采礦方法和頂板管理方法的影響
采礦方法和頂板管理方法對覆巖破壞的影響主要表現(xiàn)在開采空間大小、巖體冒落、斷裂的充分程度以及垮落巖體的運動形式。
3、煤層傾角的影響
煤層傾角對覆巖破壞高度的影響主要表現(xiàn)在破壞形態(tài)上的不同。開采水平及緩傾斜礦層（α=0～35°）時，垮落巖體不產(chǎn)生再次移動，就地堆積、壓實，但由于工作面邊界存在懸頂現(xiàn)象，使冒落帶、導水裂縫帶呈中間低兩端高的馬鞍形 （見圖3-5） 。開采傾斜礦層 （α =36～54°）時，由于垮落巖體在自重的作用下向采空區(qū)下邊界滑動，使下邊界巖體垮落不充分，上邊界巖體垮落超限，從而在傾斜方向上，使冒落帶、導水裂縫帶的形態(tài)呈拋物線型分布。開采急傾斜礦層（α=55～90°）時，上邊界覆巖的破壞高度更高，下邊界覆巖的破壞高度更低，破壞范圍由拋物線型逐漸變?yōu)闄E圓形（見圖3-6）。
圖3-5傾斜礦層開采覆巖破壞形態(tài) 圖3-6急傾斜礦層開采覆巖破壞形態(tài)
4、開采厚度和采空區(qū)面積的影響
5、時間的影響
6、重復采動的影響
由于初次開采使巖體產(chǎn)生破裂，巖體的性質(zhì)發(fā)生變化，重復采動時，覆巖破裂的高度與累積開采厚度不成正比例關(guān)系，而是逐次重復采動時破壞高度增長率分別為1/6、1/12、1/20、 1/30、……。
二、覆巖破壞高度計算
1、冒落帶高度的計算： 冒落帶高度主要與采動破裂巖體的碎脹性、覆巖的移動量以及采動次數(shù)有關(guān)。
（1）開采單一礦層時，冒落帶高度（Height of Caved Zone）計算
式中，——冒落帶的高度，m；
M——礦層開采厚度，m；
W——冒落工程中頂板的下沉值，m；
K——冒落巖石的碎脹系數(shù)，一般為1.10～1.40;
α——礦層傾角。
（2）厚礦層分層開采冒落帶最大高度為：
堅硬巖層（=40～80Mpa） ：
中硬巖層（=20～40Mpa） ：
軟弱巖層（=10～20Mpa） ：
極軟弱巖層（＜10Mpa） ：
式中，∑M——礦層累積厚度。
2、導水裂縫帶高度計算（α=0～54°）
導水裂縫帶高度（Height of（ Leaking WaterFractured Zone）計算具有兩組公式，具體為：
（1）經(jīng)驗公式一：
堅硬巖層：
中硬巖層：
軟弱巖層：
極軟弱巖層：
（2）經(jīng)驗公式二
堅硬巖層：
中硬巖層：
軟弱巖層：
以上經(jīng)驗公式適用范圍為：單層采厚1～3m，累計采厚小于 15m。
3、開采急傾斜礦層（α=55～90 ）時，冒落帶和導水裂縫帶高度計算
（1）導水裂縫帶高度計算
堅硬巖層：
中硬、軟弱巖層：
式中，h—回采階段垂高，m；
M—礦層的法向厚度，m。
（2）冒落帶高度計算
堅硬巖層：
=（0.4～0.5）
中硬、軟弱巖層：
=（0.4～0.5）
式中，H 導—為對應巖性的導水裂縫帶高度。
4、煤層群開采時 Hm 和 Hli 的計算
在近距礦層開采時，其冒落帶、導水裂縫帶高度的計算較為復雜，需要考慮上、下礦層開采的相互影響，即
圖3-7近距礦層開采導水裂縫帶和冒落帶高度計算
（1）上、下兩礦層的垂距h 大于回采下層礦層引起的冒落帶最大高度時，下層冒落帶對上層開采的影響很小，可按上下礦層開采分別各自的導水裂縫帶高度，取其中標高最高者作為兩礦層的導水裂縫帶高度。冒落帶高度取上層礦層的冒落帶高度（圖3-5a）。
（2）下層礦層的冒落帶接觸到或完全進入上層礦層時，上層礦層的導水裂縫帶高度按本層的厚度計算，下層礦層的導水裂縫帶最大高度則采用上、下礦層的綜合開采厚度計算，取其中標高最大者作為兩層礦層的導水裂縫帶最大高度（圖3-6b） 。
上下兩礦層的綜合厚度按下式計算：
式中：、───礦層的厚度，m；
───礦層間的間距，m；
───下層礦層的冒高采厚比。
（3）層間距很小時，綜合開采厚度取兩層煤厚度之和。
3.2.2水體下采煤的技術(shù)措施
水體下采礦的安全技術(shù)措施有：留設安全煤巖柱、處理水體和采取安全措施。有時單純采用一種方法不能解決問題，而必須多種方法聯(lián)合使用。
一、留設安全煤巖柱
根據(jù)保護目的不同，安全煤巖柱可分為：防水安全煤巖柱、防砂安全煤巖柱和防塌安全煤巖柱。
1、防水安全煤巖柱
防水安全煤巖柱的高度等于預計的導水裂縫帶最大高度加上適當?shù)谋Ｗo層厚度。
如果上覆巖層無松散層覆蓋或采深較小，在留設防水安全煤巖柱時還應考慮地表裂縫的深度，即：
式中，──地表裂縫的深度，根據(jù)經(jīng)驗確定。
如果松散層為強或中等含水層，且直接與基巖接觸，而基巖風化帶也含水，在留設防水
安全煤巖柱時應考慮基巖風化帶的深度，則有
式中，──基巖風化帶厚度，m，根據(jù)勘探資料確定。
2防砂安全煤巖柱
其作用是防止冒落帶進入或接近松散層，確保泥砂不潰入井下，但可允許一部分導水裂縫帶進入松散層中的弱含水層。礦井的涌水量可能會增加，但不會發(fā)生潰水、潰砂事故。防砂安全煤巖柱等于冒落帶高度加上保護層厚度 ，即
式中，──冒落帶高度，按本節(jié)前述公式計算。
在開采急傾斜礦層時，一般只留設防水安全煤巖柱。只有在十分有利的條件下，才留設防砂安全煤巖柱，并且在留設時一定要考慮礦層本身的抽冒及重復采動的影響。
3、防塌安全煤巖柱
在松散粘土層和已經(jīng)疏干的松散含水層底界面與礦層開采上限之間為防止泥砂潰入采 空區(qū)而保留的礦層和巖層塊段稱為防塌安全煤巖柱。防塌安全煤巖柱也稱煤皮煤柱， 留設防塌安全煤巖柱時是允許導水裂縫帶和冒落帶波及松散弱含水層底部，礦井的涌水量會增大。 防塌安全煤巖柱的垂高接近或等于冒落帶高度（圖3-6） ，即
二、處理水體
處理水體是水體下采礦的一項有效而又不得已的措施。主要包括兩方面：疏降水體和處理水體補給來源。
1、疏降水體措施
疏降水體的方法有鉆孔疏降、巷道疏降、聯(lián)合疏降、回采疏降和多礦井分區(qū)排水聯(lián)合疏降。
聯(lián)合疏降是根據(jù)地質(zhì)采礦條件、含水層特點，采用巷道、鉆孔聯(lián)合疏降水體。具體為先 掘進疏水巷道和石門，然后再在其中打鉆孔穿過含水層放水進行疏降。
回采疏降就是通過開采離含水層遠的工作面，使含水層水通過這些工作面的采動影響緩 慢流出，以降低含水層水位，達到疏降的目的?；夭墒杞颠m合于弱含水層和補給來源有的限 含水層。
多礦井分區(qū)排水聯(lián)合疏降是根據(jù)地下水連通的特點，采用多個礦井排水聯(lián)合疏降，以達到快速疏水的目的。
2、處理水體補給來源
處理水體補給來源就是在回采前用水文地質(zhì)、工程地質(zhì)的方法對補給水體的主要來源進行處理。
四、開采技術(shù)措施
采用開采措施的目的是減小頂?shù)装鍘r體的破壞范圍，以達到安全采礦的目的。開采措施 主要有：試探開采、充填開采、柱式開采、分區(qū)開采、間歇式開采、協(xié)調(diào)開采等，下面分別敘述。
1、試探開采
生產(chǎn)實踐表明，試探開采是水體下開采的一個重要技術(shù)原則。試探開采就是先采遠離水體、后采近鄰水體下面的煤層；先采隔水層厚、后采隔水層薄的煤層；先采地質(zhì)條件簡單、后采地質(zhì)條件復雜的煤層；先采較深部，后采較淺部的煤層。通過先易后難地試探性開采， 逐步接近水體。
2、充填開采
3、部分開采
部分開采包括條帶開采、房柱式開采、刀柱式開采等短壁開采方法。
4、分區(qū)開采
分區(qū)開采是水體下開采減少災害損失的一個重要措施。分區(qū)開采有兩種方法，一是在同一礦井（或井田）內(nèi)隔離采區(qū)進行開采；二是建立若干單獨礦井同時開采或分別開采。方該 法的目的就是使各采區(qū)相互獨立， 防止礦井突水時淹沒整個礦井。 在淺部開采和水源補給充足的條件下常采用此方法。
5、分層（分階段）間歇開采
分層間歇開采是將厚礦層分成幾個分層進行開采的方法。從前面的冒落帶、導水裂縫帶高度計算式中可見，冒落帶、導水裂縫帶高度隨礦層采動次數(shù)的增加，其增加幅度逐漸減小。
6、協(xié)調(diào)開采
協(xié)調(diào)開采是水體上采礦減小底板采動破壞的有效方法。其目的就是通過適當?shù)夭贾脙傻V層的工作面，以減小采動的支承壓力和底板巖體破壞的深度。
3.3鐵路下采煤
3.3.1地下開采對路基及上部建筑的影響
鐵路線路主要由路基、道床、軌枕和鋼軌組成，如圖3-3-1所示。
圖3-8鐵路橫斷面圖
1－路基；2－道床；3－軌枕；4－鋼軌
一、路基的移動和變形
1、路基的下沉過程及其分布特征
地下煤層開采后，采空區(qū)上覆巖層的移動從下至上逐漸發(fā)展到地表，使位于采動影響范圍內(nèi)的路基開始下沉。當下沉值很小時，地表就已達到較大的下沉范圍。隨著工作面的推進，路基的下沉量和下沉范圍逐漸增大。一般情況下，路基的移動范圍比其下方采空區(qū)的范圍要大得多，從移動邊界到最大下沉點之間的下沉分布是連續(xù)漸變的。
如果路基在下沉過程中在豎直方向上產(chǎn)生拉伸變形，將引起路基本身的松動，還可能在不同土質(zhì)的介面上產(chǎn)生脫層現(xiàn)象，從而影響路基的承載能力。但科研人員通過工程實踐表明，路基在下沉過程中，在豎直方向上不產(chǎn)生拉伸變形，也不會發(fā)生松動、脫層等病害。
2、路基的水平移動和變形
路基下沉的同時伴隨有水平方向的移動。垂直于路基軸線的橫向水平移動，將使路基原來的方向發(fā)生變化．其具體變化情況主要取決于線路與采空區(qū)之間的相對位置關(guān)系。長期的實地觀測結(jié)果表明，路基的橫向水平移動也具有大范圍、連續(xù)漸變的特征，且產(chǎn)生橫向水平移動的范圍與地表下沉的范圍基本相同。
沿路基縱向的水平變形，使其受到拉伸和壓縮，在拉伸變形區(qū)，路基的密實度降低，孔隙度增大，以至產(chǎn)生裂經(jīng)。在壓縮變形區(qū)，路基的密實度增大。由于土質(zhì)路基有一定的孔隙度，能夠吸收地下開采引起的壓縮變形。
在拉伸變形區(qū)內(nèi)，路基孔隙率的增量很小，而且是在較長時間內(nèi)由小到大緩慢發(fā)展的。在此期間，路基還會被列車的動荷載壓實。因此，路基在采動過程中始終具有足夠的強度。
如果路基上產(chǎn)生裂縫，一般也只是出現(xiàn)在局部地段，且要經(jīng)歷一個較緩慢的發(fā)育過程，在列車動荷載的作用下，裂縫發(fā)展到道床內(nèi)會被壓實。但是，如果出現(xiàn)了未被壓實的較大裂縫，則必須進行填充并夯實。
二、線路上部建筑的移動和變形
線路上部建筑由鋼軌、軌枕、道床、聯(lián)接零件、道岔以及防爬設備等組成。鋼軌是線路上部建筑最主要的組成部分．它直接承受列車的荷載，并通過軌道和道床將荷載傳給路基，此外，它還起著列車運行的導向作用。
地表移動和變形通過路基傳遞給上部建筑，由此導致線路上部建筑產(chǎn)生移動和變形。線路的移動可分解為三個分量：豎直方向上的下沉、水平方向上的橫向移動和縱向移動。由于這三種移動量的不均勻，就使線路產(chǎn)生坡度的變化、豎曲線形狀的變化、兩條鋼軌水平的變化、線路方向的變化、軌距的變化以及軌縫的變化。
1、線路垂直移動和變形的影響
鐵路下采煤的實測資料表明，在正常條件下，鐵路的線路移動量與地表移動量基本相同。在不出現(xiàn)突然下沉的條件下，鐵路路基是隨著地表下沉而下沉的，線路上部建筑是緊貼著路基下沉的。因此，線路軌面的下沉量與地表下沉量是基本一致的。
在鐵路下采煤時，軌面隨地表下沉而下沉，這將引起線路的坡度、豎曲線的形狀以及兩軌道水平的變化。
A．線路坡度的變化
移動盆地內(nèi)沿線路方向的地表傾斜使線路原有的坡度發(fā)生變化。當?shù)乇韮A斜的方向與線路坡度方向一致時，線路坡度將增大；反之將減小，甚至出現(xiàn)反坡。
線路坡度的增減使下沉盆地內(nèi)有的區(qū)段列車運行阻力增加，而有的區(qū)段運行阻力減小。在采動影響期間，必須保持增加后的阻力不超過該線路的允許阻力。線路的允許阻力是按鐵路的級別采用限制坡度的辦法來控制的。所以，在鐵路下來煤時，只要采動后線路的坡度不超過其限制坡度，就不會引起列車超載運行。
B．豎曲線形狀的變化
線路縱斷面上的坡度變更點處均設有豎曲線，以保證列車運行的安全。地下開采引起的地表的正曲率變形可使線路原凸曲線的半徑變小，線路原凹豎曲線的半徑變大，長坡道變成凸形豎曲線。地表的負曲率變形可使線路原凸豎曲線的半徑變大，線路原凹豎曲線的半徑變小，長坡道變成凹形豎曲線。
豎曲線半徑變小和長坡道變成豎曲線，都不利于列車的運行，但只要適時地進行維修，使其不超過有關(guān)規(guī)定，均不會造成行車事故。
實際上，盡管地表的曲率變形能改變線路縱斷面的形狀，但由于地表曲率變化緩慢，只要采取相應的維修措施，附加的曲率變形可以消除，上述有關(guān)規(guī)定能夠得到滿足。
C.兩軌水平的變化
垂直于線路方向的地表傾斜，可使直線路段的兩股鋼軌原有水平狀態(tài)發(fā)生變化，可使曲線段改變外軌與內(nèi)軌的超高度。如果兩軌高度的變化超過允許值，尤其是當曲線段部分出現(xiàn)反超高現(xiàn)象時，將對列車運行產(chǎn)生較大影響。
但是，在正常條件下，地表的傾斜變形也是連續(xù)的漸變的，可以通過維修將其對兩軌水平的影響控制在允許范圍之內(nèi)。
a.線路水平移動和變形的影響
在地表水平移動的影響下，線路會因橫向位移而改變方向，會因縱向位移而出現(xiàn)爬行或發(fā)生軌縫的變化。
線路直線段發(fā)生橫向移動時，會逐漸變成為半徑很大的曲線，使原有方向發(fā)生變化，其具體的變化情況決定于線路與采空區(qū)之間的相對位置關(guān)系。如圖3-9所示。
圖3-9線路方向變化與工作面相對位置的關(guān)系
1－線路原始方向；2－煤層開采后線路移動方向；
3－停采后線路最終方向；4－開切眼；5－停采線
不在下沉盆地主斷上的線路，其橫向移動總是指向采空區(qū)。當線路與采空區(qū)邊界斜交時，線路將由直線變?yōu)椤癝”形的曲線(圖3-10)。
圖3-10采空區(qū)邊界斜交時其方向的變化
1－下沉盆地平底區(qū)；2－采空區(qū)；3－地表移動邊界
2.3.2鐵路下采煤的技術(shù)措施
1、滿足一定的采深與采厚比。
長壁垮落法開采時，鐵路下方開采煤層的深度和厚度之比要滿足《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》規(guī)定的數(shù)值，且最小深度中的基巖厚度必須大于垮落帶高度。
2、防止地表突然下沉或塌陷。
在下列條件下，地表可能發(fā)生突變性的下沉或塌陷：淺部的近水平、緩斜或中傾斜煤層；頂板堅硬、煤層露頭附近的急傾斜煤層；淺部有采空區(qū)積水、巖溶和充水裂隙帶空間，礦井深部疏水后。開采淺部的近水平、緩傾斜和中傾斜厚煤層時，應采用分層采煤法，并適當減少第一和第二分層開采厚度。開采急傾斜煤層時，在露頭附近，當煤層頂板堅硬，不易冒落時要采用人工強制放頂，并要留有足夠尺寸的煤柱，且應防止采空區(qū)上部煤柱抽冒。對于淺部有采空區(qū)積水，或煤層上方覆巖為石灰?guī)r含水層或充水裂隙帶空間時，要防止采動時疏干淺部積水造成地表突然塌陷。
3、減少地表下沉。
減少地震下沉最有效的方法是采用全部充填法，采用條帶采煤法。
4、消除和減輕地表變形的疊加影響。
采用無煤柱開采、順序開采及協(xié)調(diào)開采等方法，可減少和減輕地表變形的疊加，減少地表變形對鐵路的影響。采用協(xié)調(diào)開采時，常因幾個工作面同時開采，使地表下沉速度增大，要全面考慮協(xié)調(diào)開采的利弊。
5、合理布置工作面。
應盡量將開采區(qū)域布置在鐵路的正下方，使線路處于移動盆地的主斷面上，且工作面推進方向與鐵路線路平行，以減少線路的橫向水平移動和變形。6、留設好鐵路煤柱。
7、采取地面維修技術(shù)措施。
在開采過程中，隨著線路的下沉和橫向移動，對路基要進行階段性的抬高與加寬，使其盡量恢復到開采前的狀態(tài)。采用起道和順坡的方法消除線路下沉，使線路縱斷面恢復到原有狀態(tài)。采用撥道和改道的方法消除橫向水平移動對線路的影響。線路縱向移動主要反映在軌縫的變化上，因此，必須調(diào)整軌縫，消除其有害影響。
???????
參考文獻
[1]郭寶華，涂敏.淺談我國大采高綜采技術(shù).中國礦業(yè)，2003, 12(10), 40-42
[2]劉濤.厚煤層大采高綜采技術(shù)現(xiàn)狀.煤炭工程，2002 (2)，4-8
[3]武建國.大采高綜采工作面與巷道圍巖控制技術(shù)研究.太原理工大學碩士學位學問論文，2004
[4]夏均民.大采高綜采圍巖控制與支架適應型研究.山東科技大學碩士學位論文，2004
[5]弓培林，靳鐘銘.大采高采場覆巖結(jié)構(gòu)特征及運動規(guī)律研究.煤炭學報，2004,29 (1)，7-11
[6]郝海金，吳健，張勇等.大采高開采上位巖層平衡結(jié)構(gòu)及其對采場礦壓顯現(xiàn)的影響.煤炭學報，2004, 29 (2)，137-141
[7]郝海金，張勇，陸明心.緩傾斜厚煤層大采高開采工作面礦壓研究.煤，2002,12 (2)，11-13
[8]王貴虎，周更廷.大采高傾斜長臂綜采面礦壓顯現(xiàn)規(guī)律研究.礦業(yè)安全與環(huán)保，2005，32 (3)，67-70
[9」劉錦榮，何富連.大采高綜采工作面支架一圍巖系統(tǒng)穩(wěn)定性探討.煤礦開采，1995 (3)，36-40
[10]川姜福興，王同旭，潘立友等。礦山壓力與巖層控制.北京:煤炭工業(yè)出版社，2004
[11]錢鳴高，石平五.礦山壓力及其控制.徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2003
[12]竇林名，鄒喜正，曹勝根.煤礦圍巖控制與監(jiān)測.徐州:中國礦業(yè)大學出版社，2007
[13]李建軍.大采高開采工作面礦壓監(jiān)測與實踐.陜西煤炭，2004,4
[14]胡國偉.大采高綜采工作面礦壓顯現(xiàn)特征及控制研究.太原理工大學碩士學位學論文，2006
英文原文
2007 China (Huainan) International Symposium on Coal Gas Control Technology
Gas Drainage in High Efficiency Workings
in German Coal Mines
Dr. Joachim Brandt, DMT GmbH, Germany
Abstract
In the course of increasing production in the workings of German hard coal mining, the part of ventilation techniques as a factor of production has also increasing importance. In view of still increasing production the cooling of the air is critical for the attainable production on the one hand. On the other hand, the increasing gas emissions have to be controlled as well.
This is achieved by fans of high capacity as well as by cross-sections in the underground workings, which are as big as possible, especially in the gateways. Furthermore, increasing cooling power is installed.
The air volumes cannot be enlarged unlimited, yet, and rapidly reach their limit due to national statutory regulations concerning the maximal allowed air velocities.
Besides that, a methane concentration of 1?Vol.-% in the maximum must be maintained in general, which is allowed to be exceeded only with the agreement of the mining authority in defined parts of workings up to a limit of 1,5?Vol. %.
Due to a dense sequence of coal seams in the German hard coal deposits, the firedamp is released during the exploitation not only from the worked seam, but essentially from the seams in the roof and in the floor behind the passage of the longwall. A gas drainage on the base of an efficient technique is necessary, firstly in order to fulfil the safety regulations and secondly to achieve a maximal production in the working.
An investigation, recently finished and executed concerning the improvement of the gas drainage indicated that, by means of rock mechanical calculations and interpretations, an increase in the efficiency of gas drainage boreholes is still possible.
Introduction
The methane emissions in mining operation depend principally on geologic conditions. In rock sequences with a small portion of coal in the roof and the floor, only the released gas quantity from the exploited seam – also defined as basic gas emission?– has to be diluted with the air flow. This methane flow can reduce the exploitation relevantly by an increasing desorbable gas content in the coal. In particular, the coal mass flow quickly exploited with high-capacity production can release very high methane quantities from the accompanying seams. This high methane flow generates an exceeding of the threshold values and leads to switch off of the electrical equipment and to the interruption of production.
In a rock sequence with a high portion of coal in the roof and the floor additional gas from the accompanying seams in the area of gas emissions is released into the air flow behind the passage of the longwall. In the Ruhr Basin this gas flow, also defined as additional gas emission, is normally many times higher than the basic gas emission.
Figure?1 illustrates the loosening of layers caused by longwall mining operation in flat layers. These loosenings can be – according to their degree - flow ways for the released gas from the accompanying seams. The coloured areas mark the degree of loosening with red for intensive, dark blue for light and grey for no loosening.
Figure 1: Example for the loosening of the rocks in the roof and the floor of a longwall operation (view of the left side only; the right side is symmetric)
There can be a high rate of additional gas emissions according to the seam thickness in the area of gas emissions and according to their gas content. Figure 2 shows that the production can decrease dramatically already at low gas contents if there is no gas drainage for the suction of the additional gas emission.
This extreme reduction of saleable output and advance of production requires extreme increasing of the air flow and – furthermore – gas drainage is necessary. Thereby the legal regulations for the German hard coal mining have to be observed, which are the following:
maximum air velocity 6?m/s
maximum methane concentration 1?Vol.-%
exceptional methane concentration 1,5?Vol.-%
minimum negative pressure in the gas drainage 100?hPa
Figure 2: Example for the decline of production in case of (increasing) additional gas emission
Improvement of the gas drainage for maximising the output
After increasing the air flow following the legal regulations, and with the permission by the authorities for maximum methane concentrations of 1,5 Vol.-%, and after commissioning a gas drainage system, the output can be increased to a quantity, which is again profitable (see figure 3).
Normally, the efficiency of the gas drainage system is up to 50% of the total methane flow occurring during exploitation. An additional optimising of the gas drainage above that also increases the face output.
A longwall in seam H of the mine Prosper Haniel serves as an example for optimising gas drainage results (figure?4).
The length of the panel of approx. 960 m was mined with a daily advance of production of approx. 7 m/d in 140 work days although the desorbable gas contents were at approx. 8 m3/t and the gas make from the additional gas emission was 30 m3 on the average per exploited ton. The drained methane quantities were up to approx. 650.000 m3 per week (approx. 65 m3/ min). The gas drainage efficiency reached up to 72%.
The gas drainage boreholes were drilled from both gate ways into the roof and the floor. The distance from one another was 10 m.
Figure?3: Example of increased output by doubling of air flow and installation of a gas drainage system with 50% efficiency.
A gas pipe of 500 mm diameter was available in the loader gate. In the tail gate, a gas pipe of 300 mm width was installed behind the face and extended according to the advance of the exploitation.
The total air flow for the panel was up to 85 m3/s. In the working area methane concentrations of up to 1,5 Vol.-% were locally allowed. Outside the working area towards the air return shaft the limit of 1?%-methane concentration had to be observed.
Principles for gas drainage
A basic draft (figure?5) shows the function of a gas drainage: Gas boreholes are drilled along the goaf shortly behind the longwall. In general, the roof emits the most gas. However, from the floor a considerably additional gas flow can be expected in the case of high gas contents. According to the rock properties, the gas boreholes are tubed at their beginning at a length of 7.5?m to 20 m and the annular space between tube and fractured rocks near to the roadway is sealed with plastic material (adhesive or foam plastic). This technology reduces unwanted leakages. The diameters of these boreholes are 75?mm to 115 mm. Their length depends on the distance of gassy layers (accompanying seams), which have to be drained from the exploited seam. The length varies normally between 30m and 60 m. In particular cases the length can be 100?m and more if there are special rock mechanical conditions.
The incline of the borehole to the roadway axis is between 75 gon and 90 gon. According to the occurring gas volume, the distance between the boreholes can be 10 m to 50 m. The boreholes are connected to the gas pipes by plastic tubes with adequate adapters.
For planning and dimensioning of gas drainage systems, it is necessary to calculate the occurring quantities of gas mixtures in the planned mining operations at an early stage (prediction of gas emissions)
Most important factors concerning the technology of gas drainage
Dimensioning of pipes
Pipes are the most important part of a functional and high-capacity gas drainage system. If they are not dimensioned according to the flow characteristic of the gas quantities to be expected, the success of the gas drainage is put into question. Even high-capacity pumping stations cannot compensate the pressure loss due to pipe cross sections, which are too small. In the range of negative pressure there is only a very small margin of 300 hPa to 400 hPa available for the compensation of pressure consumption (pipe friction, water accumulation, installations, bends of the pipeline).
The normal operating range of the pumps is in general at a negative pressure of 400 hPa to 450 hPa. At the end of the gas collection pipe in the mining area there should be a negative pressure of at least 100 hPa according to the German rules. That means that only approx. 300 hPa to 350 hPa are available for all pressure losses in the gas piping net.
Figure?4: Arrangement of gas boreholes and air supply of a longwall in seam?H, mine Prosper-Haniel.
The context between quantities of gas mixtures, which have to be drained, and pressure losses due to small-dimensioned pipes is illustrated in the following diagram (figure?6):
Figure?5: Basic draft for gas drainage boreholes (schematic diagrams)
A pipe diameter of less than 400 mm is unfavourable. A tolerable pressure loss in the system normally occurs, when there are flow velocities of between 10 m/s and 15 m/s. However, the length of the pipeline has to be taken into consideration (in fig.?6 for 1000?m).
Even at diameters of 300 mm the pressure loss is four times higher compared to a pipe width of 400 mm. The pressure consumption graph rises steeply, when there is a diameter below 300 mm.
The false gas pipe cross section has quickly negative effects on the accessible output of a mining operation due to reduced efficiency of the gas drainage.
High capacity pumps
The pumps to be used should produce negative pressure of up to 500 hPa. Water ring pumps or rotary pumps are suitable here, which are available on the market for any capacity. When planning a pumping station a certain tolerance for capacity modification has to be kept in mind in case the gas quantities increase during the life of the mine.
Figure?6: Pressure consumption depending on pipe diameter
The single capacities of the pumps should be dimensioned according to the minimum and maximum of the gas quantities to be expected (pumps with graduated capacities). A reserve pump is prescribed by law. Water ring pumps have certain advantages compared to rotary pumps if higher negative pressures have to be reached. In case of a pipe system sufficiently dimensioned, the construction types are equivalent.
The drive capacities installed in the gas drainage stations of the German hard coal mines for high gas quantities are 1.5 MW and more, if required. This can cope with volume flows of up to 175 m3/min pure methane, which corresponds to gas mixture quantities of 21000 m3/h at a methane concentration of 50%.
Rock mechanical aspects for the optimisation of the gas drainage
Considering rock mechanical aspects helps to optimise the gas drainage. A preferably precise reproduction of the rock sequence in a rock mechanical computer model offers conclusions for the ideal arrangement and length of gas boreholes. A visual implementation of rock mechanical calculations of the processes of loosening allows insights into the rocks and therefore an idea about the area of gas emissions in the area of loosening of mining operations.
The following figure?7 of a working at the mine Walsum, shows as an example of a single case plastifications – and consequently the occurring flow ways - reaching far into the roof (visible by the light red areas). The dip angle of the rock sequence amounts 20?gon.
Figure?7: Plastifications in the roof and the floor of a working at Walsum mine
By use of this model of rock mechanical reactions, the existing drilling schema was modified (figure?8):
Figure?8: Increase of gas emissions in the case of incline and length modification of the gas boreholes (Walsum mine)
After modifying the bore angle from approx. 80 gon to 90 gon and the bore length from 55 m to 110 m, there was a significantly higher efficiency of the single boreholes (see top graph). As a result, at this working and also in the following working the efficiency of gas drainage could be increased up to more than 70%.
Due to a study of the years 2004 and 2005 led by support of the DMT?GmbH, rock mechanical calculations were made for a high number of workings with various rock sequences of the Carboniferous in the Ruhr Basin. Thereby, processes of rock loosening, which can influence the gas emission, were analysed.
At the same time, occurring rock tensions behind passage of the longwall in the rocks were analysed, which might influence the height and the time of the gas release. This study offers an extensive collection of experiences in this regard, which allow to evaluate future methane flows better and to plan gas drainage systems more reliable.
The following illustration (figure?9) serves as a last example of the complexity of the relations between rock mechanics and gas release.
Here, the processes of loosening (on the left) are compared to the occurring rock tensions (on the right). A sandstone layer of 25 m to 30 m thickness near above the worked seam is remarkable in this example. Compared to the softer kinds of rocks this layer shows only minor plastifications. This fact corresponds to the present mining experiences.
Concerning the rock mechanical comparison to rocks with less solidness, an essentially higher and longer lasting pressure relief of the layers lying above this sandstone occurs.
This means with respect to the gas emissions that the seams lying above the sandstone also underly to a higher and longer lasting pressure relief than it is normally the case for less solid accompanying rocks. For this reason, they emit in total much more methane than one has to expect according to a conventional gas emission.
Figure 9: Plastification and relief of mechanical pressure in the area of looseningof a longwall operation with a thick, hard sandstone layer in the roof
In a single case up to three times higher methane inflows occurred in a seam in a working at the mine Ost than calculated before.
In the meantime the gas drainage system was extended to a capacity of 15.000?m3 gas mixture per hour. Furthermore, a special piping method was developed for the safe suction of the additional gas emission above the sandstone layer. This method guarantees a lifetime of the gas boreholes of more than 12 months.
Additionally, the underground piping net, which has to bridge a length of approx. 12 km from the drainage station at the surface to the exploitation, was extended in a way that two thirds of the pipelines consist of parallel strings with 500 to 600?mm diameter.
Completing Comments
On the whole, increasing gas contents and consequently higher additional gas emissions limit the increase of production.
According to the national laws there must be a high expense for ventilation as well as gas sucking technology to achieve a maximum output. Safety, which is an important factor of production, as well as economical aspects will be maintained.
Additionally, the utilisation of the methane emissions can compensate financial expenses at least partially. However, the gas drainage systems have to be dimensioned optimal. Here, it is important to coordinate the underground gas pipe nets and the above ground gas drainage stations for the gas flows to be expected in the mining operations.
Essen, 04.05.2007
References
[1]Gao Y F,Shi L Q,Lou H J,et al.Water-Inrush Regularity and Water-Inrush Preferred Plane of Coal Floor.Xuzhou:China University of Mining&Technology Publishing House,1999.(In Chinese)
[2]Qian M G,Miao X X,XU J L.The Key Strata Theory of Controlling the Rock Seam.Xuzhou:China University of Mining &Technology Publishing House,2000.(In Chinese)
[3]Zhang J C,Zhang Y Z,Liu T Q.The Seepage Flow in Rock and the Water Inrush in Coal Floor.Beijing:Geological Publishing House,1997.(In Chinese)
[4]Wang L G,Song Y.The Non-Linear Characteristic and the Forecast of Water Inrush from Coal Floor.Beijing:Coal Industry Press,2001.(In Chinese)
[5]Gong S G.The Basic Application and Example Analysis of ANSYS.Beijing:Machine Press,2003.(In Chinese)
[6]Li H Y,Zhou T P,Liu X X.The Tutorial of Engineering Application of ANSYS.Beijing:China Railway Press,2003.(In Chinese)
[7]Wang L G,Song Y.A model to risk assessment for mine water-inrush.Journal of Engineering Geology,2001,09(02):158–163.
[8]Miao X X,Lu A H,Mao X B,et al.Numerical simulation for roadways in swelling rock under coupling function of water and ground pressure.Journal of China University of Mining&Technolog,2002,12(2):121–125.
[9]Wang L G,Bi S J,Song Y.Numerical simulation research on law of deformation and breakage of coal floor.Group Pressure and Strate Control,2004,(4):35–37.(In Chinese)
[10]Wang L G,Song Y,Miao X X.Study on prediction of water-inrush from coal floor based on cusp catastrophic model.Chinese Journal of Rock Mechanics and Engineering,2003,22(4):573–577.
[11]Jiang J Q.The Stress and the Movement of the Rock Around the Stope.Beijing:Coal Industry Press,1997.(In Chinese)
中文譯文
2007年中國（淮南）煤層氣控制技術(shù)國際座談會
瓦斯抽放在德國煤礦的高效運作
Joachim Brandt博士
DMT GmbH公司，艾森，德國Essen，2007年4月5日
摘要：在提高德國硬煤開采生產(chǎn)過程中，通風技術(shù)部分作為生產(chǎn)要素的也變得越來越重要。一方面，針對還在增加的生產(chǎn)空氣冷卻十分重要。另一方面,也必須對不斷增加的瓦斯釋放加以控制。
可以通過使用大功率通風機或在井下，尤其是在巷道內(nèi)設置盡可能大的聯(lián)絡巷，可以實現(xiàn)這一點。此外，越來越多的制冷設備也得以安裝。
除此之外，甲烷的濃度必須控制在1?Vol.-%常規(guī)以內(nèi)，常規(guī)規(guī)定甲烷最高濃度可以在采礦專家定義的井下濃度上限1,5?Vol. %。
由于德國的硬煤沉積中煤層沉積致密，瓦斯不僅從廢棄煤層釋放，而且尤其從頂板巖層和長壁工作面后方的兩巷釋放。高效的瓦斯抽采很有必要，首先是為了達到安全規(guī)定，其次是達到生產(chǎn)最大化。
最經(jīng)一項已經(jīng)完成并投入使用的實驗表明，通過巖體力學計算和解釋，提高瓦斯抽放鉆孔的效率仍有可能。
說明
在采礦工程中甲烷排放量主要取決于地質(zhì)條件。在那些頂、底板含有少量煤炭的巖層中，只有那些從已開采煤層且被定義為基本瓦斯排放的瓦斯釋放量才需要用氣流加以稀釋。煤炭中瓦斯含量越高，這種瓦斯氣流就越容易導致開采工作的減緩。特別是，煤炭開采速度越快、量越大，就越容易導致工作面瓦斯的大量釋放。這種高甲烷產(chǎn)生的流量超過閾值并導致關(guān)掉電氣設備和中斷生產(chǎn)。
在那些頂?shù)装搴写罅棵旱膸r層中，從位于瓦斯卸壓釋放區(qū)的臨近層中釋放的額外瓦斯被四方到工作面后方的廢棄兩巷。在魯爾盆地，這種被稱為額外瓦斯釋放的瓦斯氣流通常比基本瓦斯釋放大好幾倍。
圖1說明了在水平層中因長壁采煤作業(yè)而引起的煤層卸壓。依據(jù)它們的卸壓程度，這種卸壓可以為臨近煤層中的瓦斯釋放提供縫隙。彩色區(qū)域標志著卸壓程度：紅表示強烈，深藍表示輕微，灰表示未卸壓。
根據(jù)瓦斯釋放區(qū)的煤層厚度和瓦斯含量，會有大量的額外瓦斯釋放。圖2表示如果沒有瓦斯抽放來吸收額外瓦斯釋放，采煤作業(yè)能夠迅速的把瓦斯含量降到一個較低值。
這種極端的輸出下降和生產(chǎn)進尺需要急劇的增大風流，并且，瓦斯抽采也是必要的。因此，針對德國硬煤開采的合法規(guī)定必須被遵守，規(guī)定如下：
最大風速： 6m/s
最大甲烷濃度：1?Vol.-%
特殊甲烷濃度：1,5?Vol.-%
瓦斯抽采最低負壓：100?hPa
圖1：長壁采煤作業(yè)的頂?shù)装逍秹旱氖纠ㄖ豢醋筮?，右邊為對稱）
基于提高產(chǎn)量的瓦斯抽采技術(shù)改進
通過遵循法定的條例來增加風量，經(jīng)過官方允許的最大瓦斯含量（1,5 Vol.-%），并且經(jīng)過調(diào)試瓦斯抽放系統(tǒng)，產(chǎn)量又可以重新達到一個可觀值。（見圖3）
圖2：額外瓦斯釋放量遞增時引起的生產(chǎn)下降。
通常，瓦斯抽放系統(tǒng)的效率是可以抽出煤炭開采過程中50%的瓦斯釋放量。一個經(jīng)優(yōu)化后數(shù)值大于前面數(shù)值的系統(tǒng)也能帶來工作面產(chǎn)量的提高。
Prosper Haniel煤礦的一個位于H煤層的長壁工作面作為優(yōu)化瓦斯抽采系統(tǒng)的結(jié)果的示例（圖4）
該區(qū)段推進長度約960m,在140個工作日內(nèi)日進7m，盡管瓦斯解析量約為8 m3/t且加上額外瓦斯釋放得到的總瓦斯含量為平均每噸30 m3。每周的瓦斯抽放量達到650.000 m3左右（排放速度65 m3/ min左右）。瓦斯抽放時間利用率達到72%。
從工作面兩順槽向頂?shù)装宕虺榉陪@孔，鉆孔間距10m。
一個直徑500mm的瓦斯抽放管可以布置在運輸巷，在軌道巷，在工作面后面布置一個直徑300mm的管子，并依據(jù)開采適時延長。區(qū)段總風流可達85米3/ s。在工作區(qū)域的局部可以允許甲烷濃度達到1、5 Vol. - %。工作面以外的濃度不得高于1%。
圖3：風量加倍且安裝一套效率50%的瓦斯抽采系統(tǒng)后的產(chǎn)量增長示例
圖4：Prosper-Haniel礦一個長壁工作面的瓦斯抽放鉆孔的布置及風量供給
瓦斯抽放的原則
一個基本的草案(圖5)表明瓦斯抽放的機理:緊隨工作面，沿著采空區(qū)打抽放鉆孔。一般來說,頂板釋放大部分瓦斯。然而,若地板含有大量瓦斯，就有可能出現(xiàn)大量的額外瓦斯氣流。根據(jù)巖石特性、氣體鉆井是布置在他們開頭長度為7.5米到20米長。另外，抽放管和鉆空間的環(huán)狀空間由塑料材料(膠或泡沫塑料)充填。該技術(shù)減少不必要的泄漏。這些鉆孔直徑為75毫米到115毫米。它們的長度取決于含瓦斯層(臨近層)的距離，這些瓦斯必須從已經(jīng)形成的縫隙加以抽放。不同的長度通常在30米,60米之間。在特定的情況下, 如果有特殊的巖石力學狀況，長度可以達到100米或更多。
鉆孔與順槽軸間傾角介于75到90幾何角。根據(jù)已測得的瓦斯體積，鉆孔間距可以從10m到50m。用帶有足夠的適配器的塑料管來將鉆孔和瓦斯管道連接起來。
圖5：瓦斯抽放鉆孔基本草稿（原理圖）
對于規(guī)劃與瓦斯抽放系統(tǒng)定型,有一步是必要的,那就是在早期(瓦斯釋放預測)的計算出區(qū)段回采作業(yè)工作中既得混合氣體的量。
有關(guān)瓦斯抽放技術(shù)的最重要因素
管道尺寸
管道是可用和大容量的瓦斯抽放系統(tǒng)中最重要的部分。如果它們的尺寸不是根據(jù)預期的瓦斯流量特性來定制，瓦斯抽放就很難成功。即便大容量泵站也不能補償因管道交叉環(huán)節(jié)太小引起的壓力損失。在負壓階段，只有一個非常小范圍的300到400hpa的壓力可用于補償?shù)膲毫ο?管摩擦、積水、設施、彎曲的管道)。
在泵的正常工作范圍，負壓一般在400到450hpa。根據(jù)德國規(guī)定，在回采區(qū)的瓦斯回收管的末尾應該至少有100hpa的負壓。這意味著只有大約300到350hpa的壓力可作用于所有的管道網(wǎng)絡壓力損失。
下表（圖6）解釋了必須被抽放的混合氣的量和由小尺寸管路引起的壓力損失間的關(guān)系。
圖6:壓力消耗取決于管的直徑
管道直徑小于400毫米是不利的。當流速介于10 m/s和15m/s,一些在允許范圍內(nèi)的壓力損失會經(jīng)常發(fā)生。然而,管道的長度必須被考慮(圖6為1000m)。
即使在直徑300毫米,壓力損失高出管道寬度400毫米時的四倍。當有一個直徑300毫米以下，壓力損耗圖大幅上漲。
瓦斯管路交叉環(huán)節(jié)的無效會很快對因瓦斯抽放效率的降低而引起的回采作業(yè)的產(chǎn)出產(chǎn)生負面影響。
高容量泵
泵的使用將產(chǎn)生達到500hpa的負壓。水環(huán)泵或扶輪泵適合這種能力,可在市場上買到任何容量的。當設計一個泵站時必須牢記要留有一定的容量變動余地，以防在煤礦服務年限內(nèi)瓦斯數(shù)量增加。
泵的單個性能需要根據(jù)預期的瓦斯的最大、最小量加以定型（容量分等級的泵）。依據(jù)規(guī)定留有備用泵。如果有更大的負壓要求，相比扶輪泵，水環(huán)泵有一定的優(yōu)勢。一旦管路系統(tǒng)經(jīng)充分定型，工程類型是等價的。
在德國的硬煤煤礦的瓦斯抽采站，如果需要的話，用以抽采大量瓦斯的驅(qū)動功率可以達到1.5MW或更多。這足以匹配達到175 m3/min的純瓦斯流量。這種流量
收藏