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煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 0引 言 随着我国煤炭开采量的不断增加， 以及采掘机械 化的不断推广， 煤炭开采的强度和深度急剧加大。尤 其是在我国东部很多传统开采区域， 煤炭开采的深度 正以平均每年 20 米左右的速度向地下深处延伸， 伴 随这一过程的是瓦斯水平的不断攀升。 主要表现在煤 层中的瓦斯压力及涌出量日益增多， 瓦斯突出现象的 频率及危害日益严重， 许多传统意义上的瓦斯矿井逐 渐成为了高瓦斯矿井， 安全生产的压力逐渐加大。面 对这一严峻形势， 在煤炭生产过程中， 必须认真细致 地对本矿井中的瓦斯来源特点、 涌出特点进行测定及 分析， 并通过合理的技术及管理手段对这种危险因素 进行管控， 最终达到安全高效生产的目的。本文以保 德煤矿 81306 工作面为例， 对其瓦斯涌出特点及应对 措施进行分析研究。 1工作面瓦斯来源现状 保德煤矿 81306 工作面属于一次采全高的综放 开采工艺， 该工艺的特点之一是会对周边围岩及上相 近层造成不确定影响，如保德矿的工作面高度为 7 米， 但冒落带的高度最大可达 30 米， 厚度相差十分悬 殊， 由冒落带中放下的煤量也很巨大。 因此， 这种一次 采全高式的综放工作面在瓦斯问题上， 往往是吨煤瓦 斯涌出量较小， 但瓦斯涌出的绝对量却很大， 由此产 生的瓦斯突出事故危险性也很明显。 当发生顶板垮落时， 在回风巷道靠近液压支架的 位置容易发生小范围的瓦斯积聚现象， 其发生的位置 主要是液压支架和放煤口的各个缝隙中。 尤其是在采 用 U 型通风方式的工作面， 一旦发生瓦斯涌出量大， 并且未能及时采取补救措施， 则这些缝隙中的瓦斯量 会急剧升高， 最大浓度可达 10以上。这将直接导致 液压支架无法在保证安全的情况下正常移动， 严重影 响生产进度。 同时， 在周期来压、 顶板垮落的过程中， 由于工 作面顶板剧烈下沉， 导致已有裂隙被压缩， 瓦斯的存 储空间在短时间内被剧烈压缩， 大量瓦斯就会喷出。 这种状况下发生的瓦斯涌出现象不仅速度快而且浓 度高， 此时如果矿井采用的仍是负压通风方式， 则极 易造成支架等处局部瓦斯超限，对生产安全造成巨 综放工作面瓦斯涌出特点及应对措施研究 陈赟 （山西煤炭进出口集团蒲县豹子沟煤业有限公司 ，山西 临汾 041204 ） 摘要随着煤炭开采深度的不断加大， 矿井中的瓦斯水平不断攀升， 对生产的安全性造成了极大威 胁。 本文在对保德煤矿 81306 工作面进行分析后得出结论， 对于一次采全高式的综合机械化放顶煤开 采过程中， 瓦斯涌出表现为吨煤瓦斯涌出量小， 但瓦斯涌出绝对量大的特点， 其涌出位置主要是采空 区。因此， 工作面应在已有经验基础上加大送风量进行瓦斯抽排， 并通过上隅角挡风帘或瓦斯稀释器 等设施对重点位置进行瓦斯控制， 强化巡查、 检测力度， 保障矿井安全生产。 关键字瓦斯涌出 ； 放顶煤开采 ； 瓦斯积聚 ； 采空区 中图分类号 TD712.6文献标识码 A文章编号 1009- 0797 （2019 ） 03- 0057- 04 Research on Gas Gush Characteristics and Countermeasures in Full-mechanized Caving Faces CHEN Yun （Shanxi coal import and Export Group Pu Countyleozi Gou Coal IndustryCo., Ltd. , Shanxi Linfen 041204） Abstract As the depth of coal mining continues to increase, the level of gas in mines continues to rise, posing a great threat to the safety of production. After analyzing the No. 81306 working face of Baode Coal Mine, this paper concludes that in the process of fully mechanized top coal cavingminingat one time, the gas emission shows a small amount ofgas emission per ton ofcoal, but the absolute amount ofgas emission The big feature is that its gushing location is mainly goaf. Therefore, the working face should be based on the existing experience to increase the amount of air supply for gas extraction, and through the upper corner angle curtain or gas diluter and other facilities to control the gas in keylocations, strengthen inspections, inspection efforts toprotect the mine safe production. Keywords Gas gushing; top coal mining; gas accumulation ; goaf 57 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 大压力。 从目前的研究来看，当采用一次采全高式的放 顶煤开采方式时， 瓦斯的涌出规律性较差， 难以摸索 出固定的涌出模式。 这其中， 采煤的工艺顺序对瓦斯 涌出量影响较大。 如当进行放顶煤工序时， 瓦斯涌出 量较大； 而在正常工作面割煤时， 瓦斯的涌出量一般 较小。因此， 总体来说， 一次采全高式的放顶煤开采 方式下，工作面的瓦斯涌出表现出较为明显的非均 衡性。 2工作面瓦斯涌出特点 2.1瓦斯涌出量计算方法 瓦斯涌出现象是在时间维度上讲是伴随整个煤 炭生产过程的， 在空间维度上讲则广泛出现于矿井中 的各个主要区域， 囊括了开采区和非开采区的大部分 位置， 大致的分布关系如图 1 所示。 图 1矿井瓦斯主要分布区域关系框图 由图 1 中可见， 瓦斯在矿井中的分布主要是开采 区和采空区两大部分， 其中开采区由于集中了生产过 程中的主要机械及矿井结构部分， 因此瓦斯的涌出位 置较多， 复杂程度较大。 为了简化问题， 本文主要针对 开采区和采空区这一层次进行瓦斯涌出现象分析。 开采区的瓦斯涌出量使用相对涌出量的概念， 即 以 24 小时为一个计算周期进行瓦斯涌出量的计算， 如式 （1 ） q采q1q2（1 ） q采为回采面相对瓦斯涌出量， m3/min； q1为本煤 层的相对瓦斯涌出量， m3/min； q2为本煤层周边层的 相对瓦斯涌出量， m3/min。 采空区的瓦斯涌出量实际测定较为困难， 因此主 要是对老顶垮落前后主回风巷中的瓦斯涌出量进行 测定、 统计， 估算采空区瓦斯涌出量如式 （2 ） M3M4 （M2- M1）（2 ） M1为老顶未垮落时主回风巷中排出瓦斯量， m3/min； M2为老顶已垮落时主回风巷中排出瓦斯量， m3/min； M3为采空区瓦斯涌出量， m3/min； M4为采空区 实测瓦斯抽排量， m3/min。 2.2工作面瓦斯涌出量计算及分析 本文的研究对象是保德矿 81306 工作面， 在该工 作面周围临近的几个工作面分别为 88201、 88202、 88203、 81304 和 81305 工作面， 这几个工作面均已回 采。其中， 88201、 88202 和 88203 工作面均属于一次 采全高式的综合机械化开采模式， 而 81304 和 81305 工作面属于一次采全高式的综放工作面， 主要是对上 部煤层进行有效回收。 对这些煤层采区及采空区的瓦 斯涌出量进行统计， 如表 1 所示。 表 1不同工作面瓦斯涌出量 由表 1 可见，在 81306 临近的几个工作面中， 瓦 斯涌出均以采空区为主， 其瓦斯涌出量一般占到了瓦 斯总量的 55- 70。开采过程中的工作面割煤及原 煤运输带来的瓦斯涌出量一般占到 20左右；另有 少部分瓦斯来源于浮煤和巷道煤壁， 以及外界送风过 程中带入的少量瓦斯。 这些均包含在了工作面瓦斯涌 出量中。 对于开采过程中的瓦斯涌出现象， 治理方案一般 是抑制瓦斯涌出或者减小回采工作面的瓦斯涌出。 本 文研究的 81306 工作面属于一次采全高式的综合机 械化放顶煤开采，并且采空区的瓦斯涌出量相对较 大， 这种情况下治理瓦斯涌出一般采用的是减小工作 面的瓦斯涌出。 具体方法一般是在尾巷或者采空区埋 管； 在顶板的走向方向上打孔； 或者预先对煤层中瓦 斯进行抽采。在以往的生产过程中， 由于地面瓦斯抽 采泵尚未建成， 81306 在生产过程中主要是通过井下 集中抽采系统进行瓦斯预抽排；泵站投入使用后， 则 使用地面高负压抽采系统进行瓦斯抽排。 3 工作面瓦斯安全管理措施 3.1工作面采空区抽采方案 由前述分析可知，工作面涌出的瓦斯基本上 60以上都是来自采空区。 因此在工作面的回采过程 中， 结合工作面的实际结构情况， 应当使用埋管方案 进行瓦斯治理。 抽采过程中使用地面瓦斯抽采泵站的 低负压抽采系统进行抽采活动。 工作面 开采区采空区 涌出量 / m3 min-1产率 /涌出量 /m3 min-1产率 / 882017.6738.7212.1461.28 882024.23- 16.4324.7210.07- 36.2775.28 882037.2533.6014.4066.40 813048.0644.6010.0155.40 813055.42- 9.7440.2012.03- 14.9759.80 58 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 根据 81306 工作面至今为止的统计数据可知， 工 作面的预抽瓦斯量一般在 0.76- 3.58m3/min。 随着回采 工作的持续进行，工作面的预抽采量也会逐渐减少。 为便于说明，工作面的瓦斯预抽采量可估计为 2m3/min。此外， 工作面回采期间的风排瓦斯量设计为 10m3/min。 根据以往数据，工作面的额瓦斯涌出量峰值为 29.8m3/min， 因此在工作面回采期间， 采空区的瓦斯抽 排能力应保证在 21m3/min 以上才可保证安全。 3.2防止上隅角瓦斯积聚 根据矿井工作面实际情况， 可在回采面上隅角位 置设置挡风帘，其主要起到分割工作面风流的作用， 使得上隅角位置获得更多风流， 最终达到稀释上隅角 瓦斯浓度的目的。挡风帘材料可选用风筒布， 其质地 较为柔软， 长度一般应大于 10m。如图 2 所示。 图 281306 工作面上隅角挡风帘安装位置示意图 值得注意的是， 由于回采面的上隅角与煤壁和采 空区相对靠近， 导致送风流速较低， 从而引起局部风 流的涡流现象， 这种现象会对瓦斯的抽排产生严重负 面作用， 严重时使得上隅角处瓦斯积聚。因此可考虑 在上隅角位置处安装瓦斯稀释器， 如图 3 所示。 图 381306 工作面上隅角瓦斯稀释器安装位置示意图 结合保德煤矿 81306 工作面的实际情况， 建议使 用 GD- 80 型瓦斯稀释器， 具体技术指标如表 2 所示。 表 2GD- 80 型瓦斯稀释器主要技术指标 3.3防止工作面瓦斯超限 由于 81306 工作面的综放开采工艺存在瓦斯涌 出量不均衡的特点， 因此在送风过程中， 除了要保证 送风系统的工作可靠性外， 还要保证在传统经验送风 量的基础上适当加大送风量。 严格按照矿井的设计进 行配风，并在每个月对工作面实际风量进行测定， 当 出现风量不稳现象时应及时采取补救措施。 此外， 工作面还应设置专门的瓦斯检测员， 对重 点区域进行定点监测。 检查地点可定在机尾后 25 架、 工作面风流、 后溜风流以及回风隅角位置处， 利用自 动监控系统中的探头结合人工手便携式的瓦斯检测 仪器对生产过程中的瓦斯情况进行实施准确的监测。 其中，工作面的瓦斯检测次数不得少于每班三次， 两 次检查的时间间隔应大于 2.5 小时， 不得虚报、 假检、 漏检； 瓦斯监测员的交接班必须在井下完成， 交接班 行为应在工作面的上隅角位置进行。 4结 论 1 ） 采用一次采全高式的综合机械化放顶煤开采 工艺时， 工作面的瓦斯涌出现象存在吨煤瓦斯涌出量 小， 但瓦斯涌出绝对量大的特点； 2 ） 保德煤矿 81306 工作面及其临近工作面的瓦 斯以采空区为主，瓦斯涌出量基本占到瓦斯总量的 60以上； 3 ） 81306 工作面进行瓦斯抽排时， 应在经验送风 量基础上加大送风量， 以防止顶板垮落时瓦斯短时间 内大量涌出造成瓦斯超限； 4 ） 可采用设置上隅角挡风帘或设置瓦斯稀释器 的方式对重点区域进行瓦斯含量控制， 并强化瓦斯巡 查、 检测力度， 防止工作面瓦斯超限。 参考文献 [1] 雷转霖,柏建彪,陈勇等.深部矿井沿空留巷围岩控制技术 研究[J].煤矿开采,2014516- 19. 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[5] 汪东生. 近距离煤层开采瓦斯立体抽采防突技术应用[J]. 煤炭技术,20101088- 89.（下转第 62 页） 设备名称 进风段直径 mm 工作压力 MPa 压风量 m3 min-1 引射风量 m3 min-1 质量 Kg 瓦斯稀释器750.30- 0.650.50- 1.50＞23.5018 59 ChaoXing 煤矿现代化2019 年第 3 期总第 150 期 从 1 号钻孔漏水量随孔深变化情况可以看出， 1 号钻孔孔口 （1～5m ） 范围内漏水量突然增加， 主要是 因为巷道围岩收到巷道自身掘进及钻孔施工扰动， 岩 层破坏， 围岩由于受到应力集中影响裂隙发育， 造成 此范围内水漏失量较其它范围内大； 22～26m 和 30～39m 孔深范围内， 孔内钻孔同样漏水严重， 测量 出漏水量最大值达到了 4.2L/min 和 3.8L/min，该段 范围受到巷道掘进及钻孔施工影响较小，出现漏水 量较大的原因是该层岩层是砂岩，原有的节理及裂 隙发育联通；从图 4 中可以看出 2 号钻孔测量数据 在 40～47m 孔深范围内， 与 1 号钻孔测量数据相比， 漏水了有了小幅度上升， 数据变化不明显， 检查数据 并未出现错误，分析原因主要是该段范围内裂隙发 育， 在注水压力作用下， 向裂隙中渗透； 除去 1～5m、 22～26m、 30～39m、 40～47m 几个阶段漏水量严重 以外， 采前钻孔其他范围内漏水量均小于 1.5L/min， 表明该段范围内岩层结构完整， 裂隙发育程度低。 2 ） 采后钻孔观测数据分析。 图 5 是采后钻孔注水漏水量变化曲线， 从图中检 测数据变化可知， 1 号钻孔漏水量数据较采前钻孔漏 水量增加明显， 数据变化剧烈， 异常数据点较多。 从监 测数据分析可知， 采后的 1 号及 2 号钻孔漏水量均在 0～22m、 33～57m 钻孔深度范围内明显增加， 平渗漏 量的平均值约为 19Lmin- 1， 较采前 1 号及 2 号钻孔 漏水量值大的多，表明该段受到工作面回采影响大， 岩层出现大的裂隙，破坏严重；在 37～45m 这个范 围， 钻孔漏水最为严重， 漏失量处于 20～30L/min 范 围内，此段范围内的岩层受采动影响最为严重。在 59～66m 孔深范围内， 钻孔漏水量较为稳定， 且漏水 量处于 0～4L/min 范围内， 漏水量交底。 因此， 综合判 定，在工作面回采结束后， 1 号钻孔孔深 54m处为实 测裂缝带的上界， 按照钻孔倾角 45计算， 从煤层顶 界到此处的垂高为 41.72m。 采后 2 号钻孔漏水量在 13～20m 范围漏水量远 超钻孔其他段内的漏水量， 因此， 可以推测该范围在 冒落带， 以孔深 20m 为冒落带最大发育高度， 按照 钻孔倾角 75计算，从煤层顶界到此处的垂高为 19.2m。其它段漏水量变化趋势与采后孔 1 基本一 致 。 在 46m～58m 范 围 内 钻 孔 漏 水 量 在 6L/min～29L/min 范围内； 58～66m 范围内钻孔漏水量 均处于低位，因此可以断定采后 2 号钻孔孔深 58m 处为实测裂缝带的上界。 根据以上开采前后钻孔漏失量变化分析， 可以断 定最大裂隙带发育高度为 2 采后孔，导水裂隙带发 育高度为 55.68m。 4结论 通过对回采工作面垮落带和弯曲下沉带理论计 算得出， 最大导水裂隙带高度为 53.12m； 现场使用 多段双端堵水器进行测定导水裂隙带，共布置 4 个 测量钻孔， 总钻孔布置深度为 230m， 可以有效的测 定回采工作面导水裂隙带高度。采后 1 号钻孔实测 出来的导水裂隙带高度为 41.72m、最大采裂比为 13.55， 采后 1 号钻孔实测出来的导水裂隙带高度为 55.68m、 最大采裂比为 18.08。 参考文献 [1] 李超峰,刘英锋,李抗抗.导水裂隙带高度井下仰孔探测装 置改进及应用[J].煤炭科学技术,2018,46 （05） 166- 172. 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