WO2012130138A1 - 一种煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法 - Google Patents

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    • E21C41/16—Methods of underground mining; Layouts therefor
    • E21C41/18—Methods of underground mining; Layouts therefor for brown or hard coal

Definitions

  • the present invention relates to a method for predicting the risk of gas outburst, and more particularly to a multi-information coupling prediction method for coal and gas outburst risk suitable for coal mining face.
  • Coal and gas outburst disasters are one of the major disasters causing dead group injuries in mines. Accurately predicting the dangerous performance of coal and gas outbursts effectively prevents accidents.
  • the current coal and gas outburst hazard prediction methods are mainly single-index methods, such as the use of cuttings amount, the value of drill gas desorption index, ⁇ /3 ⁇ 4, the initial velocity of borehole gas, etc., or these indicators Summarized into empirical formulas for prediction. Due to the complex geological conditions of coal mines, these indicators do not fully reflect the risk of coal and gas outburst, and these indicators do not achieve a true coupling prediction.
  • the object of the present invention is to provide a coupling prediction method for gas-fired coal and gas outburst risk multi-information, by using the original gas pressure of the coal seam, the critical fracture gas pressure of the coal sample, the mining influence and the gas desorption index of the drill cuttings.
  • the phase coupling can fully compensate the coal, coal and gas outburst hazard information, and the prediction result is more accurate.
  • Drilling holes with a length of not less than 10 m from the roadway facing the front coal body For each lm, measure the gas desorption index value of the drill cuttings, record the desorption index at lm and the desorption index at 2 m, respectively. Desorption index at m, ..., until the desorption index value tends to be stable, then the stable desorption index value is the maximum desorption index ⁇ ⁇ ; at the same time, the amount of all drill cuttings in the lm segment is measured for each lm, and recorded separately.
  • the prediction result is safe; when the tunneling dimension is greater than or equal to the critical footage, the prediction result is dangerous, and the multi-information coupling prediction of the geostress coal and gas outburst is completed.
  • the original gas pressure of the coal seam, the original rock ground stress, the critical fracture gas pressure of the coal sample, the mechanical strength of the coal body, the mining effect, the gas desorption index of the drill cuttings and the drill cuttings index are various factors.
  • Coupling prediction can overcome the shortcomings of incomplete information and inaccurate prediction of single factor indicators, and improve prediction accuracy. It can realize the prediction of gas and gas stress type coal and gas outburst danger, and can be applied to soft coal and hard coal. It can more fully compensate the coal and gas outburst hazard information through multi-information coupling prediction, and the prediction result is more accurate. Safety production provides an important guarantee.
  • the original gas pressure of the coal seam, the critical fracture gas pressure of the coal sample, the original rock stress and the mechanical strength of the coal body are tested at the initial time.
  • the daily prediction indicators such as the amount of cuttings, the value of the drill cuttings decoupling index or ⁇ /3 ⁇ 4, etc. can realize multi-information coupling prediction, and the prediction process is simple and convenient, and the accuracy is high.
  • FIG. 1 is a schematic diagram of a coupling prediction method for multi-information of coal and gas outburst risk according to the present invention
  • FIG. 1 1-way road surface; 2- coal body; 3-gas pressure distribution curve; 4-critical fracture gas pressure line; 5-gas type critical footage; 6-bore; 7-earth stress distribution curve; 8-critical compressive strength straight line; 9-earth stress type critical footage.
  • DETAILED DESCRIPTION OF THE PREFERRED EMBODIMENTS As shown in FIG. 1 , the coal and gas outburst risk multi-information coupling prediction method of the present invention first needs to be repeated several times.
  • the coal seam gas pressure in the mining area determine the maximum measured value as the original gas pressure P of the coal seam, and test the roadway mining surface by hydraulic fracturing method, stress relieving method (such as hollow carcass) or other methods capable of detecting ground stress.
  • the maximum concentrated ground stress fr max in the front coal body 2 At the same time, the coal sample is taken in the mining area, and the critical fracture pressure and critical compressive strength of the coal sample are tested.
  • the borehole 6 with a length of not less than 10 m shall be constructed. For each drilling of 1 m, the gas desorption index of the drill cuttings or other indicators reflecting the gas pressure or content shall be measured, and 1 m respectively shall be recorded.
  • K l ⁇ 2 ⁇ 3 ⁇ 4 ⁇ max were calculated gas pressure in the gas pressure at 2 m S lm at ⁇ 2 3 m at a gas pressure P 3 can reflect the amount of drill cuttings due to stress magnitude: the magnitude of the drill cuttings anywhere The stress increases and increases, and decreases with the decrease of the ground stress.
  • the ground stress distribution curve 7 and the critical compressive strength line 8 is close to the first intersection of the roadway mining face 1 and the distance from the roadway mining face 1 is the ground stress type critical footage 9; the gas-type critical footage 5 and the geostress type critical The smaller value between the footage 9 is the critical footage; When the tunneling dimension is less than the critical footage, the prediction result is safe; when the tunneling dimension is greater than or equal to the critical footage, the prediction result is dangerous, and the multi-information coupling prediction of the geostress coal and gas outburst is completed.
  • the coal Due to the coupling prediction of the original gas pressure of coal seam, the original rock stress, the critical fracture gas pressure of coal sample, the mechanical strength of coal, the influence of mining, the gas desorption index of drill cuttings and the amount of cuttings, the coal can be fully replenished.
  • the hazard information is highlighted with gas, and the risk prediction of gas and geostress is highlighted, which improves the accuracy of coal and gas outburst risk prediction.

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Description

一种煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法
技术领域 本发明涉及一种瓦斯突出危险性预测方法， 尤其是一种适用于煤矿采掘工作面的煤 与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法。
背景技术
煤与瓦斯突出灾害是造成矿井群死群伤主要灾害之一， 准确预测煤与瓦斯突出危险 性能有效阻止事故的发生。 而目前的煤与瓦斯突出危险性预测方法主要为单指标法， 如 采用钻屑量 ^值， 钻屑瓦斯解吸指标 值、 Δ/¾， 钻孔瓦斯涌出初速度 g值等， 或将这些 指标总结成经验性公式进行预测。 由于煤矿地质条件复杂， 这些指标不能全面反映煤与 瓦斯突出危险性， 且这些指标并没有实现真正意义上的耦合预测。 因此， 不能准确预测 煤与瓦斯突出危险性， 常常出现低指标煤与瓦斯突出事故， 给煤矿安全生产造成巨大障 碍。 研究表明， 松软煤体在特定瓦斯压力下吸附平衡， 当突然降低瓦斯压力时可能会被 破坏， 因此可以通过煤体临界破裂瓦斯压力来预测煤与瓦斯突出危险性， 并可以和煤层 原始瓦斯压力、 采动影响、 钻屑瓦斯解吸指标进行耦合预测， 提高预测准确性。
发明内容 技术问题： 本发明的目的是提供一种瓦斯型煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测 方法， 通过将煤层原始瓦斯压力、 煤样临界破裂瓦斯压力、 采动影响和钻屑瓦斯解吸指 标相耦合， 能充分补集煤与煤与瓦斯突出危险信息， 预测结果更准确。
技术方案： 本发明的煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法：
a、 测试采掘区域内煤层原始瓦斯压力 Ρ， 在巷道采面前方煤体内最大集中地应力 σ_， 并取现场煤样测试煤样临界破裂瓦斯压力和临界抗压强度；
b、 从巷道采面向前方煤体内施工长度不少于 10 m的钻孔， 每钻进 l m， 测定一次 钻屑瓦斯解吸指标值， 分别记录 l m处的解吸指标 、 2 m处的解吸指标 、 3 m处的 解吸指标 、 ……， 直至解吸指标值趋于稳定， 此时稳定的解吸指标值为最大解吸指标 Κ^χ； 同时每钻进 l m测定该 l m段内的全部钻屑量， 分别记录 l m段的钻屑量 、 2 m 段的钻屑量 、 3 m段的钻屑量 、 ……， 将取得各段钻屑量中最多的钻屑量记为最大 钻屑量^ c、 按照公式： = H 4 =…… = ~^， 分别计算出 lm处的瓦斯压力 、 2 m 处的瓦斯压力 、 3 m 处的瓦斯压力 按照公式
- = ^ = ^ = ^ =…… = ， 分别计算出 1 m段地应力 σι、 2 m段地应力 σ2、 3 m 段地应力 σ3、 ……； d、 根据得到的不同位置的瓦斯压力值和地应力值， 利用煤与瓦斯突出危险性多元 信息耦合预测仪或手工绘制巷道采面前方煤体内瓦斯压力分布曲线和临界破裂瓦斯压力 直线， 瓦斯压力分布曲线和临界破裂瓦斯压力直线的交点距巷道采面的距离为瓦斯型临 界进尺； 同时绘制巷道采面前方煤体内地应力分布曲线和临界抗压强度直线， 地应力分 布曲线和临界抗压强度直线靠近巷道采面的第一个交点距巷道采面的距离为地应力型临 界进尺； 取瓦斯型临界进尺和地应力型临界进尺之间的较小值为临界进尺；
则当巷道一次掘进尺寸小于临界进尺时， 预测结果为安全； 当巷道一次掘进尺寸大 于或等于临界进尺时， 预测结果为危险， 完成地应力型煤与瓦斯突出危险性多元信息耦 合预测。
有益效果： 由于采用上述技术方案， 通过将煤层原始瓦斯压力、 原岩地应力、 煤样 临界破裂瓦斯压力、 煤体力学强度、 采动影响、 钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量指标等多因 素进行耦合预测， 能克服单因素指标补集信息不全、 预测不准确的缺点， 提高预测准确 性。 能实现瓦斯型和地应力型煤与瓦斯突出危险性预测， 同时能适用于软煤和硬煤， 通 过多元信息耦合预测能更全面补集煤与瓦斯突出危险信息， 预测结果更准确， 为煤矿安 全生产提供重要保障。 同时煤层原始瓦斯压力、 煤样临界破裂瓦斯压力、 原岩应力和煤 体力学强度参数在初始时刻测试， 在日常预测过程中仅仅需要测试日常预测指标 （如钻 屑量、 钻屑解吸指标 值或 Δ/¾等）就可以实现多元信息耦合预测， 预测过程简单方便， 准确性高。
附图说明 图 1是本发明煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法示意图； 图中： 1-巷道采面； 2-煤体； 3-瓦斯压力分布曲线； 4-临界破裂瓦斯压力直线； 5-瓦 斯型临界进尺； 6-钻孔； 7-地应力分布曲线； 8-临界抗压强度直线； 9-地应力型临界进尺。 具体实施方式 如图 1所示， 本发明的煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法， 首先需要多次 测试采掘区域内煤层瓦斯压力， 将测得的最大值确定为煤层原始瓦斯压力 P， 并采用水 力压裂法、 应力解除法 （如空心苞体） 或其它能探测地应力的方法测试巷道采面 1前方 煤体 2 内最大集中地应力 frmax； 同时在采掘区域内取煤样， 测试煤样临界破裂压力和临 界抗压强度。 从巷道采面 1向前方煤体 2内施工长度不少于 10 m的钻孔 6， 每钻进 1 m 测定一次钻屑瓦斯解吸指标或其他能反映瓦斯压力或含量的指标， 分别记录 1 m处的解 吸指标 、 2 m处的解吸指标 、 3 m处的解吸指标 K3、 ……， 直至解吸指标值趋于稳 定， 在测试过程中， 当瓦斯解吸指标变化不大时也可以间隔 2m测试一次， 最终稳定的 解吸指标为最大解吸指标 max，同时钻孔每钻进 lm测定该 lm段内的全部钻屑量值或者 测试其他能反映地应力变化的指标， 分别记录 l m段钻屑量 ， 2 m段钻屑量 ， 3 m 段钻屑量 、……，并取测得的钻屑量最大值为最大钻屑量^ _。当最大解吸指标 ^^^^或 最大钻屑量^ _超过 《防治煤与瓦斯突出规定》 的临界值时表示有突出危险性， 当无突 出危险性时进行如下继续预测。 由于钻屑瓦斯解吸指标随瓦斯压力增大而增大， 随瓦斯 压力降低而降低， 因此钻屑瓦斯解吸指标值和瓦斯压力呈现对应关系， 最大钻屑瓦斯解 吸指标 ^ ^寸应煤层原始瓦斯压力 P； 之后按照如下公式：
······ p
Kl Κ2 Κ3 Κ4 ^max 分别计算出 lm处的瓦斯压力 S 2 m处的瓦斯压力 Ρ2 3 m处的瓦斯压力 P3 由于钻屑量能反映地应力大小： 钻屑量值随地应力增大而增大， 随地应力减小而减小， 最大钻屑量^ _对应最大地应力 max， 按照如下公式： σ± = σ = σ∑= σ = _ σ
S2 S3 S4 分别计算 1 m处的地应力 2 m处的地应力 σ2 3 m处的地应力 σ3……。根据得 到的不同位置的瓦斯压力值和地应力值， 利用煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测仪 或手工绘制巷道采面 1前方煤体 2内瓦斯压力分布曲线 3和临界破裂瓦斯压力直线 4，瓦 斯压力分布曲线 3和临界破裂瓦斯压力直线 4的交点距巷道采面 1的距离为瓦斯型临界 进尺 5 ; 同时绘制巷道采面 1前方煤体 2内地应力分布曲线 7和临界抗压强度直线 8， 地 应力分布曲线 7和临界抗压强度直线 8靠近巷道采面 1的第一个交点距巷道采面 1的距 离为地应力型临界进尺 9;取瓦斯型临界进尺 5和地应力型临界进尺 9之间的较小值为临 界进尺； 则当巷道一次掘进尺寸小于临界进尺时， 预测结果为安全； 当巷道一次掘进尺寸大 于或等于临界进尺时， 预测结果为危险， 完成地应力型煤与瓦斯突出危险性多元信息耦 合预测。 由于预测过程中将煤层原始瓦斯压力、 原岩地应力、 煤样临界破裂瓦斯压力、 煤体力学强度、 采动影响、 钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量指标等进行耦合预测， 能充分补 集煤与瓦斯突出危险性信息， 并进行瓦斯型和地应力型突出危险性预测， 提高了煤与瓦 斯突出危险性预测准确性。

Claims

权利要求书
1. 一种煤与瓦斯突出危险性多元信息耦合预测方法， 其特征在于：
a、 测试采掘区域内煤层原始瓦斯压力 Ρ， 在巷道采面 （1) 前方煤体 （2) 内最大集 中地应力 (Tmax， 并取现场煤样测试煤样临界破裂瓦斯压力和临界抗压强度；
b、 从巷道采面 （1) 向前方煤体 （2) 内施工长度不少于 10 m的钻孔 （6)， 每钻进
1 m， 测定一次钻屑瓦斯解吸指标， 分别记录 1 m处的解吸指标 、 2 m处的解吸指标 K2、 3 m处的解吸指标 直至解吸指标趋于稳定， 此时稳定的解吸指标为最大 解吸指标^ 同时每钻进 1 m测定该 1 m段内的全部钻屑量， 分别记录 1 m段的钻屑 量 、 2m段的钻屑量 、 3m段的钻屑量 、 ……， 将取得各段钻屑量中最多的钻屑量 记为最大钻屑量^ _；
c、 按照公式： = U = =…… =~^， 分别计算出 lm处的瓦斯压力
^max
2 m 处的瓦斯压力 Ρ2 3 m 处的瓦斯压力 、 …… ； 按照公式： ^ = ^ = ^ = =…… 分别计算出 l m段地应力 σι、 2m段地应力^、 3m段 地应力 σ3 d、 根据得到的不同位置的瓦斯压力值和地应力值， 利用煤与瓦斯突出危险性多元信 息耦合预测仪或手工绘制巷道采面 （1) 前方煤体 （2) 内瓦斯压力分布曲线 （3) 和临界 破裂瓦斯压力直线 （4)， 瓦斯压力分布曲线 （3) 和临界破裂瓦斯压力直线 （4) 的交点 距巷道采面 （1) 的距离为瓦斯型临界进尺 （5); 同时绘制巷道采面 （1) 前方煤体 （2) 内地应力分布曲线 （7) 和临界抗压强度直线 （8)， 地应力分布曲线 （7) 和临界抗压强 度直线 （8) 靠近巷道采面 （1) 的第一个交点距巷道采面 （1) 的距离为地应力型临界进 尺 （9); 取瓦斯型临界进尺 （5) 和地应力型临界进尺 （9) 之间的较小值为临界进尺； 则当巷道一次掘进尺寸小于临界进尺时， 预测结果为安全； 当巷道一次掘进尺寸大 于或等于临界进尺时， 预测结果为危险， 完成地应力型煤与瓦斯突出危险性多元信息耦 合预测。
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