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1、 12号煤层综采面瓦斯治理的研究与应用一、企业概况阳泉市南庄煤炭集团有限责任公司简称南煤集团，于2001年3月组建，2004年进行股权重组，目前注册总资本52503.2万元，重组后的南煤集团由国家开发投资公司控股62%，山西省经济建设投资公司参股24.67%，阳泉市国资委参股13.33%。南煤集团位于山西省阳泉市南2公里处，距石家庄、太原机场均为110公里。有11.4公里铁路运输专线与石太线白羊墅车站接轨，硬化公路与市南外环路相通，向东7公里可进入太旧高速公路，交通十分便利。南煤集团现有两个煤炭生产矿井、八个非煤产业公司以及一个拟建煤电一体化（年产500万吨的煤矿和规模为2600MW坑口电厂）
2、新区，员工9000余名。矿区煤炭总储量10亿吨，目前两个生产矿井核定煤炭生产能力共计320万吨/年，并分别配套洗选能力为150万吨/年和120万吨/年两座选煤厂，企业总资产27亿元。南煤集团煤炭产品主要有洗中块、洗小块、洗精煤、筛末煤，均为低硫、低灰、高发热量的优质无烟煤产品，是理想的化工、电力、冶金和民用燃料。非煤产业主要有年生产5万吨五钠的化工公司，年发电能力15亿度的龙川发电公司，年发电2400万度的煤层气发电站，年生产2.6亿块煤矸石烧结砖的新型建材公司，以及拥有三台内燃机车的铁路运输公司。南煤集团组建以来，始终把实施“以人为本、科学管理、励精图治、争创一流”的企业理念作为践行“三个代
3、表”重要思想的切入点，秉承“为股东、为社会、为员工”的企业宗旨，大力实施“以煤炭产业为基础、以煤电联营为重点、以循环经济为主线”的发展思路，形成了集煤炭、化工、建材、电力、机械制造为一体的循环经济发展态势。目前，两矿井采煤机械化程度达到100%，装备三个综采放顶煤工作面，两个薄煤层综采工作面；现有BEZ-90型和EBJ-120/TP型两种型号综掘机10套；两矿井均建有地面瓦斯抽放泵站，安装CBF410型及CBF610型水环真空泵6台，配套500mm主抽放管路，井下配备有ZWY85/110型井下移动瓦斯抽放泵站，集团公司平均瓦斯抽放率51%；锚杆锚索支护巷道占年掘进进尺的90%以上，企业经济效益
4、和文化建设得到了长足发展。2008年原煤产量325万吨，营业收入207152.27万元，实现利润44503.63万元，实现利税69134万元。南煤集团多次荣获省、市“模范企业”、“纳税大户”、“精神文明建设先进单位”等荣誉称号，2002年，荣获山西省“五一劳动奖状”， 2007年被国家工商总局评为全国“守合同重信用”单位，2004年至2008年连续五年评为山西省百强企业。南煤集团的发展规划是：近期，5年内煤炭产能达到1000万吨；电厂装机容量达到150万千瓦（煤矸石电厂213.5万千瓦，西上庄电厂260万千瓦，煤层气发电厂282000千瓦）；煤矸石砖厂产能15亿块/年（南庄矿井砖厂扩建到2.5
5、亿块/年，煤矸石电厂配套2.5亿块/年，建设西上庄砖厂10亿块/年）；水泥厂产能达到100万吨/年，建成年产1750万平方米的石膏板厂。远期，继续扩大产能使煤炭产能达到12001500万吨；进行预留煤矸石电厂扩建230万千瓦热电厂建设，上马西上庄电厂二期260万千瓦发电项目，使电厂总装机容量达330万千瓦，实现年收入百亿的宏伟蓝图。二、井田面积及地质概况1、井田面积南庄煤炭集团公司下属南庄和大阳泉两个煤田井田相连，东西总长度约5.75Km，南北总宽度约5Km，总面积约21.37Km2。其中，南庄井田为11.84Km2，大阳泉井田为9.53Km2，开采许可证批准开采3号、6号、12号和15号煤层
6、。2、地质概况南庄井田位于沁水煤田阳泉矿区东南边缘，煤系地层石炭二叠系的太原组和山西组，含煤建造为海陆交互的滨海和海退后的残留过渡相沉积，太原组地层平均总厚度121.25m，岩性为黑色砂质泥岩、泥岩、灰白砂岩及石灰岩，石灰岩有三层分别为K2（四节石）、K3（钱石）、K4（猴石）；含煤68层，分别为8、9、10、11、12、13、14、15号煤，含煤平均总厚度8.40m，含煤系数6.9%。其中15号煤层稳定全区可采，12号煤较稳定大部开采。山西组地层平均总厚度56.68m，主要以黑灰色砂质泥岩、泥岩、灰白色中粗粒砂岩组成，含煤36层，分别为1、2、3、4、5、6号煤，图一 煤系地层综合柱状图28
7、含煤平均总厚度3.25m，含煤系数5.7%。其中3、6号 煤层为较稳定的局部可采煤层。详见煤系地层综合柱状图一所示。井田内可采煤层和局部开采煤层为山西组3、6号和太原组12、15号煤层。（1）3号煤层：赋存于山西组中部，煤层厚度02.4m，平均1.2m。在井田北东部有出露，据钻孔和井下开采资料，该煤层冲刷现象较严重，井田南部基本不可采，井田中部该煤层较稳定可采。3号煤属较稳定的局部可采煤层，煤层结构简单，仅个别钻孔含一层夹矸。煤层顶板为砂质泥岩、中砂岩，底板为砂质泥岩、泥岩、细砂岩，在井田北东部有小窑破坏区。冲刷带对煤层开采有较大影响。南庄井田对本煤层的开采已经结束，大阳泉井田的开采也接近尾声
8、。（2）6号煤层：位于山西组中部，上距3号层20.1m左右，为井田主要可采煤层之一，煤层厚度01.8m，平均1.17m。在井田北东部有出露，据钻孔和井下开采资料，煤层在井田北部有冲刷，井田北西部、南部基本不可采，在井田中东部较稳定。煤层结构简单，其顶板为砂质泥岩、泥岩、中砂岩，底板为砂质泥岩、细砂岩、泥岩。冲刷带对煤层开采有较大影响。南庄井田对本煤层的开采已经结束，大阳泉井田的开采也接近尾声。（3）12号煤层：位于太原组中部，上距6号层58.99m左右，距K4石灰岩8.7m左右，下距K3石灰岩5.87m左右。煤层厚度0.181.70m，平均1.22m。煤层层位稳定，结构简单。含01层夹矸，夹矸
9、厚0.080.65m，井田内仅南部128号钻孔附近不可采，其余为较稳定的大部可采煤层。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩，底板为砂质泥岩、泥岩、中、细砂岩。南煤集团公司南庄煤矿和大阳泉煤矿目前均开采该煤层。（4）15号煤层：位于太原组下部，上距12号层44.26m左右，距K2石灰岩12.14m左右，下距K1砂岩8.15m左右。为本煤田主要可采煤层，煤层厚度5.246.63m，平均5.89m。层位稳定，全区可采，结构复杂。含12层夹矸，夹矸厚0.020.47m。煤层顶板为泥岩，底板为砂质泥岩、泥岩。南煤集团公司南庄煤矿和大阳泉煤矿目前均开采该煤层，为集团主采煤层。矿井主要可采煤层特征见表一。表一 煤层赋存
10、情况表地层煤层编号厚度（m）层间距（m）煤层结构稳定性可采性顶底板岩性最小-最大平均最小-最大平均顶板底板山西组P1s10-0.430.181.78-13.646.63简单极不稳定不可采砂质泥岩泥岩砂质泥岩细砂岩20-1.420.41简单极不稳定基本不可采砂质泥岩细砂岩砂质泥岩泥岩5.0-21.016.7530-2.401.11简单较稳定大部可采砂质泥岩中砂岩砂质泥岩泥岩5.20-12.8210.4940-0.500.30简单极不稳定不可采砂质泥岩细砂岩砂质泥岩细砂岩6.04-16.0611.0360-1.801.25简单较稳定大部可采砂质泥岩泥岩中砂岩砂质泥岩细砂岩泥岩12-14.213.3
11、5太原组P1t80-1.380.18简单不稳定零星可采砂质泥岩泥岩中砂岩砂质泥岩8.5-20.4113.1190-1.300.36简单不稳定零星可采中砂岩砂质泥岩中砂岩砂质泥岩8.16-27.0918.82100-0.500.08简单极不稳定不可采中砂岩砂质泥岩泥岩砂质泥岩1.5-10.54.39110-0.70.34简单较稳定不可采石灰岩泥岩中细砂岩4.3-11.48.36120.18-1.71.22简单稳定大部可采泥岩泥质砂岩砂质泥岩泥岩细砂岩6.3-138.82130-0.650.26简单不稳定不可采石灰岩砂质泥岩泥岩16.5-4023.04140-0.250.07简单不稳定不可采石灰岩
12、泥岩砂岩7.66-19.7712.07155.24-6.635.89较复杂稳定全区可采泥岩砂质泥岩泥岩三、井田内瓦斯赋存规律1、主要储气地层煤系地层中，各煤层均含有瓦斯，另外K2、K3、K4三层石灰岩也是主要的储气层。南庄矿井主采煤层分上、下两组，上组煤为3号、6号，下组煤为12号、15号煤层，其中上组煤层已采完，现开采下组煤。12号煤层开采时，其瓦斯主要来源于煤层本身及上下邻近层(向下50m范围，向上120m范围)，15号煤层开采时，其瓦斯主要来源于上邻近层。2、三个瓦斯储集层段依据阳煤集团有关资料，南煤集团井田范围内煤系地层大致划分为3个瓦斯储集层段。1）上储集层段。3号煤层及其上下临近层
13、为上部瓦斯储集层。3号煤层瓦斯压力为1.30MPa，瓦斯含量为18.17m3/t，并具有煤与瓦斯突出危险。2）中储集层段。太原组顶部的厚层泥岩为中部瓦斯储集层段的盖层，除基层包括12号煤层及其上下临近层和两层石灰岩K3、K4 。12号煤层瓦斯压力为0.33-0.72 MPa，瓦斯含量为8.46-14.273/t（数据来源：煤炭科学研究总院西安分院南庄矿井12号煤层基础参数测试）。煤层生成的瓦斯，部分运移到K3、K4 石灰岩的裂隙和溶洞内，常造成局部瓦斯富集。3）下储集层段。13号煤层下部的中厚层泥岩下部15号煤层储集层段的盖层，该段的15号煤层和K2 石灰岩均含有瓦斯。由于煤系地层瓦斯的生、储
14、、盖条件的特殊，随深度变化的煤层瓦斯压力梯度呈两个系统。山西组陆相地层随深度增加、瓦斯压力增加，呈正比例关系；太原组近海相地层石灰岩裂隙溶洞，局部积聚大量来自煤层的瓦斯，因而煤层原生瓦斯移散，瓦斯压力与深度关系出现倒置现象。3、12号煤层瓦斯可抽性根据煤炭科学研究总院西安分院对南煤集团12号煤层实测的煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数结果，见表4-2。按本煤层抽放瓦斯难易程度的划分类别，判断南庄煤矿的12号煤层属于可以抽放较难抽放煤层。表4-2 12号煤层实测参数结果煤 层钻孔瓦斯流量衰减系数 /d-1煤层透气性系数 /m2/MPa2d12号煤0.02580.05521.706.9212号煤
15、层的可抽性决定了其预抽效果不好，因此应采用卸压带煤与瓦斯共采技术。四、12号煤层回采面瓦斯来源分析 1、基本参数12号煤层开采时，其瓦斯主要来源于本煤层及上下临近层。工作面瓦斯涌出预测方法采用分源预测法由于矿井主采煤层及相应的各邻近煤层瓦斯基本参数都没有测定，而南庄煤矿和阳泉五矿相邻，所以采用阳泉五矿参数测定结果，如下表二所示。（参考阳泉煤矿瓦斯治理技术，1996年，煤炭工业出版社）表二 采用的各煤层瓦斯基本参数表煤 层瓦斯压力(MPa)煤层厚度(m)层间距(m)瓦斯含量(m3/t)残存瓦斯含量(m3/t)40.080.3018.252.460.301.2511.037.302.280.600
16、.1813.3512.652.6490.260.3613.1116.772.42100.650.0818.8210.872.4110.700.344.3915.642.4120.651.228.3612.772.65130.460.268.8217.282.4140.050.0723.044.072.4150.205.8912.076.762.2 2、本煤层瓦斯涌出 本煤层瓦斯涌出量主要由工作面煤壁和采落煤炭两部分组成，引用阳泉煤矿瓦斯治理技术给出的公式，可以计算出本煤层瓦斯吨煤涌出量为：q本=(W含-W残)（100-Mad-Aad）/100式中 W含煤层原始瓦斯含量，m3/t；W残煤层残留瓦
17、斯含量，m3/t;Mad煤层分析水分；Aad 煤层分析灰分。计算涌出量时，瓦斯含量为可燃基吨煤瓦斯涌出量，而涌出量为矿井生产时的吨煤瓦斯涌出量。矿井生产的产量计量为原煤，而不是可燃基煤量。式中（100-Mad-Aad）/100是为纠正由此而产生的误差而设置的修正系数，因其对瓦斯构成分析影响不大，故将其忽略不计，上式简化为：q本=W含-W残=12.77-2.65=10.12 m3/t 3、邻近层瓦斯涌出邻近层瓦斯排放程度与层间距成反比关系，上、下邻近层瓦斯排放率与层间距的关系式为：上邻近层=257.01-53.48H，%下邻近层=157.62-40.19H，%式中H与开采层之间的距离，m。开采煤
18、层采出1吨煤，邻近层瓦斯涌出量为：q邻= W邻含m邻/m采（100-Mad-Aad）/100式中W邻含邻近层原始瓦斯含量，m3/t；m邻邻近层厚度，m;m采开采层厚度，m； 邻近层排放率，%。因只对瓦斯涌出构成做出分析，所以可以将修正系数（100-Mad-Aad）/100省略，上式简化为：q邻= W邻含m邻/m采将基本参数带入上述各式，得出开采1吨煤时，各邻近层瓦斯涌出量，见表三：表三 各煤层瓦斯涌出计算结果汇总表煤 层煤层厚度(m)距开采层距离(m)瓦斯含量(m3/t)瓦斯排放程度(%)吨煤排放量(m3/t)40.38218.25210.9461.2567.877.30312.380.185
19、0.4912.65470.8890.3634.2816.77 683.36100.0814.0110.871000.71110.349.115.641004.35121.22012.7710.12130.2612.0617.28431.58140.0739.14.07100.02155.8953516.76004、各煤层瓦斯涌出构成根据上、下邻近层瓦斯排放程度计算公式，上邻近层瓦斯解放的范围为120m，下邻近层为50米；又根据煤层开采后上覆岩层变化规律，冒落带一般为采高的6-8倍，裂隙带一般为采高的10-30倍，12号煤层（采高为1.5米）在开采后，其冒落带为9米左右，裂隙带最大为45米左右。
20、裂隙带以上的岩层只会发生离层，该区域解放瓦斯主要积聚于离层空间内，不会对回采空间造成大的影响，结合表二的计算结果，我们把瓦斯控制的范围确定为14-8号煤层之间的煤岩层，各煤层在瓦斯涌出总量中所占的比例见下图二:（说明：1代表8号煤；2代表9号煤；3代表10号煤；4代表11号煤层；5代表12号煤；6代表13号煤层）图二 煤层瓦斯涌出构成图上图反映出，8、9、11，13号煤层瓦斯涌出总量占到总涌出量的49%，占邻近层瓦斯涌出量的94%，所以这四层煤是瓦斯控制的重点。应该注意，13、12号煤层顶板为K3 、K4 灰岩，煤层中的瓦斯向上运移并储存在岩溶裂隙中，实践也表明这两层瓦斯含量极为丰富。因缺乏相
21、关资料，上述计算未包含这两层灰岩的涌出量，因此计算结果肯定会比实际统计结果偏小。在瓦斯治理的实践中，我们采用实际统计结果进行分析。五、12号煤层采煤方法、瓦斯治理现状及存在问题1、工作面装备水平及回采工艺12号煤层工作面设计长度180米，煤层厚度1.22米，采高1.5米左右，采用综合机械化走向长壁后退式采煤工艺，工作面一次性全高，全部垮落法管理顶板。工作面配备有MG200/456-WD电牵引采煤机、ZY3000-09/20型液压支架和SGZ-764/400型刮板输送机。液压支架有效通风断面6.25 m2 。“三机”配套能力为50-60万吨/年。2、工作面巷道布置及瓦斯抽方系统12号煤层工作面共
22、布置三条巷道：一条副巷为运料巷兼作回风巷，断面为10.26m2；一条正巷为运输巷兼作进风巷，断面为11.34m2；一条外错尾巷为专用排瓦斯巷，断面为9.72m2，在该巷布置瓦斯抽放孔，瓦斯抽放孔布置方式为：在尾巷内距切眼10米、20米处各打一低位孔，孔长40米左右，终孔位置为白砂岩，以解决初采期瓦斯；在低位孔之后每40-50米布置一个钻孔，倾角为3738度，终孔位置为9号煤层，以解决邻近层瓦斯；工作面采用U+L型通风方式。邻近层及采空区瓦斯主要通过外错尾巷解决；本煤层瓦斯通过正巷及副巷的预抽孔和密集孔解决。巷道及钻场布置见下图三、图四：图三 12号煤层工作面巷道及瓦斯钻场布置平面图图四 12号
23、煤层工作面尾巷瓦斯钻场布置剖面图3、瓦斯涌出情况及存在问题12煤层目前配备支架的有效通风端面为6.25 m2，根据煤矿安全规程的规定，工作面最大允许风速为4m/s，亦即工作面最大配风量不得大于1500m3/min。实践表明，副、尾巷风量分配按2：1的比例对瓦斯管理最为有利，因此回风巷配风应保证在1000m3/min，尾巷回风在500 m3/min。按照副巷和尾巷瓦斯最大限值要求，副巷可以风排瓦斯10001%=10 m3/min，尾巷可以风排瓦斯5002.5%=12.5 m3/min，工作面最大风排瓦斯可以达到22.5 m3/min。根据集团两矿井12号煤层已采综采工作面的统计资料，日推进度一般
24、在2-2.5m/d，生产原煤825t/d，月产量没有突破过3万吨。其瓦斯涌出总体情况见表四：表四 综采工作面瓦斯涌出量统计表工作面本煤层邻近层总量m3/min瓦斯涌量（m3/min）百分比（%）瓦斯涌量（m3/min）百分比（%）460310.523.534.6977.0845460415.2829.9635.7270.0451从表中可以看出12号煤层综采工作面的总瓦斯涌出量为45-51 m3/min，其中本煤层瓦斯涌出量占2329%左右，邻近层瓦斯涌出量占7176%。其风排和瓦斯抽采情况以4604工作面4-6月的统计结果说明。见表五：表五 4604综采工作面瓦斯抽采情况统计表月份风排量（万m
25、3）抽放量（万m3）瓦斯涌出总量（万m3）抽采率（%）高浓度低浓度抽放总量476.72102.4432.56135211.7263.76584.82112.4129.32141.73226.5562.56675.6124.0531.47155.52231.1267.29 根据上表可知，在上述开采条件下，风排瓦斯量为17.8-19.6、占最大风排能力的79%-87.1%，抽采率只有63.76%-67.29%,其中，尾巷高抽孔的抽放能力平均为26 m3/min ,占邻近层涌出量的73%，占总涌出量的50.9%。在工作面生产过程中，一般情况下，距上隅角60米处风流瓦斯浓度在0.7左右，向上隅角方向逐
26、渐增大，特别是支架尾梁后部经常出现超限现象；上隅角瓦斯浓度在1.2左右；回风巷瓦斯浓度0.81；尾巷靠近采区回风区域（一般为1#贯眼以外）浓度2，中部（1#贯眼开采线）靠外区域（约占中部区域的2/3）瓦斯浓度2.63，中部靠内区域（约占中部区域的1/3）瓦斯浓度4，采空区以里瓦斯达到7。从已采的几个工作面看，原有的瓦斯治理方式存在两方面的局限：一是风排瓦斯达到了极限，尾巷、回风巷口、工作面、上隅角瓦斯经常处于临界状态，当开采条件异常，极易造成瓦斯超限，生产组织的调节受到很大的限制；二是瓦斯抽采率不高，抽放效果不好，是瓦斯治理困难的主要原因。由于缺乏有效的瓦斯治理手段，工作面瓦斯浓度一直得不到有
27、效控制，在严重制约工作面推进速度的同时，也极大地威胁着作业人员的人身安全。另外，12号煤层是15号煤层的解放层，12号煤层的开采直接影响15号煤层的开采效率，因此12号煤层综采工作面的瓦斯治理是改善矿井安全环境，提高矿井生产效率的关键技术难题。六、存在问题的理论分析依据矿压理论，煤层开采后上覆岩层会形成“三带”即：冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。冒落带内的卸压瓦斯直接进入开采空间，部分随风流排出，来不及排放的部分暂时滞留在工作面或采空区内的空隙内；裂隙带内的卸压瓦斯则通过采动纵向裂隙逐步向开采空间渗透。纵向裂隙发育程度与距开采煤层的距离成反比，因此，距开采煤层距离越远，则纵向裂隙的发育程度就越差，
28、瓦斯向开采空间流动的阻力就越大；反之，瓦斯则越容易进入开采空间。弯曲下沉带不会产生采动纵向裂隙，该区域卸压瓦斯，一般会汇集于离层空间内。对12号煤层开采造成较大影响的主要有三个富集带，一是下邻近层瓦斯富集带，以13号煤及其顶板（K3 灰岩）为主，距12号煤层底板约12m左右；二是上邻近层高位富集带，主要以8、9号煤层为主，距12号煤层约34-50m，位于裂隙带或裂隙带与弯曲下沉过渡区域内；三是上邻近层低位富集带，以10、11号煤层及K4 灰岩为主，距12号煤层顶板约9m-14m左右，位于裂隙带内，紧邻冒落带。尾巷设置的高位钻孔，其终孔位置为9号煤层，深入工作面约20m左右，主要控制高位富集带内
29、的卸压瓦斯。该钻孔滞后工作面一定距离开始起作用，有效抽放距离为60m左右。从理论上讲，低位富集带内的瓦斯也会受到高位钻孔负压场的作用，但由于其位于裂隙带最下部或裂隙带与冒落带过渡区域，受采场负压的作用更大，更容易涌向开采空间。低位富集区卸压瓦斯释放到开采空间并被新鲜风流逐步稀释带走，当瓦斯释放速度超过风流排放能力，就会造成瓦斯超限。新鲜风流在经过工作面时，本煤层及低位富集区的瓦斯不断释放补充，作用相互叠加，导致工作面后部约1/3的范围、上隅角、回风巷口以及尾巷瓦斯浓度居高不下。尾巷横贯抽放采空区瓦斯，主要控制下邻近层富集区瓦斯、上邻近层富集区抽放后的残留瓦斯及本煤层残留瓦斯。采空区漏风量大，浓
30、度较低，是邻近层抽放的补充，在抽放时效上具有先被风流稀释后被抽出的特点，在开采空间滞留的时间相对较长，容易造成瓦斯积聚，进而引起瓦斯超限。邻近层抽放存在的缺陷，靠采空抽放和风排弥补，延长了瓦斯滞留开采空间的时间，对瓦斯管理极为不利，是造成工作面风流中瓦斯浓度居高不下的主要原因。七、新方案的设计思路新方案设计思路是在原有抽放的基础上，重点加强上邻近层低位富集带的瓦斯抽放，为此提出以下设计方案，见图五、图六：在方案设计时考虑的几个因素：1、由于工作面回风端头一般地势较高，处于下风流侧，再加风流转弯，局部阻力增大，瓦斯不易排放，是瓦斯容易积聚的区域。从已采的几个工作面可以确定，这一区域大约有60米，
31、占工作面全长的1/3左右。2、高位富集带瓦斯卸压及卸压后向开采空间流动直至产生影响，相对于开采线的推进，在时空上具有一定的滞后效应。而低位富集带瓦斯对开采空间的影响则更直接，更迅速。 图五 钻孔设置及瓦斯抽放模拟图 图六 钻孔布置平面图3、钻孔伸出方向应迎向风流方向。4、钻孔工程量应尽可能小。钻孔的设计基本有四种方式：一是尾巷正交钻孔；二是尾巷斜交迎向钻孔；三是副巷正交钻孔；四是副巷斜交迎向钻孔（见图六）。方式一，钻孔滞后开采线起作用，并随开采线向前推进逐步减弱，瓦斯流向后置负压场时，对上隅角瓦斯管理不利。方式二，在保证出煤柱高度的前提下，其终孔位置达不到工作面60米范围，即使技术上可以实现，
32、其工程量也比方式四大。方式三，钻孔起作用之时即为被破坏之时。方式四，钻孔呈扇形迎向风流方向布置，风流方向与抽放方向相一致，有利于瓦斯抽放；终孔位置沿工作面方向分布在60米范围，形成四个负压场，不仅与瓦斯富集范围相一致，而且分段截流低位富集带卸压瓦斯，减弱了工作面后部的瓦斯累积效应；瓦斯通道始终位于工作面推进方向一侧，改变了瓦斯流向，减少了风排量及采空瓦斯残留量；负压场随工作面推进而推进，始终处于低位瓦斯富集带开始卸压的范围，能够及时有效的控制该区域瓦斯。因此我们选择方案四，作为我们的实施方案。八、新方案实施及效果按照上述设计思路，我们制定了具体实施方案，并选择在南庄矿井4611工作面进行了对照
33、试验，取得了预期效果。1、4611工作面巷道及钻场布置（见图七、图八） 图七 4611工作面副巷钻场布置图 图八 4611工作面尾巷钻场布置图2、通风措施（1）风量要求：工作面核定配风为1240m3/min。但是，根据4611工作面回采过程中的瓦斯情况，在规程规定风速允许的范围内，可以适当增加工作面配风，但是不得大于1700m3/min(包括尾巷采外配风200m3/min)。（2）工作面的总风量由采区回风巷调节窗控制，副尾巷的风流分配由滞后工作面临近的一个贯眼上的500mm管和380mm管调整，依次向外。（3）如果在工作面推进过程中，上隅角风流流动不畅，可以设置引风幛引风处理。在回采实践中，如
34、果回风流瓦斯浓度不大可以考虑适当加大副尾巷之间的配风间距。（4）尾巷增加采外配风，以解决工作面推进后尾巷掌头的供风问题。3、抽放措施（1）瓦斯抽放总体方案：通过尾巷钻孔抽放上临近层9#煤瓦斯，控制9#煤层及其附近瓦斯；通过贯眼抽采空区瓦斯；通过副巷钻孔抽放11#煤及其附近瓦斯。（2）抽放钻孔设置：尾巷每2个贯眼之间布置了1个或2个临近层钻孔，钻孔间距2050米，终孔到9煤层，抽放上临近层瓦斯。副巷在切眼以外每20m布置一个钻场，每个钻场设计4个钻孔，终孔要打到工作面上方11煤层以上，向工作面延伸1560米，抽放工作面支架上部顶板裂隙瓦斯，我们称之为副巷低位钻场。为验证副巷低位钻场钻孔布置的合理
35、位置和方式，我们结合理论分析的结果，另外设计了副巷高位钻场，其钻孔布置形式采用了两种方式：一是顺巷道走向布置；二是与巷道走向成一定夹角，并偏向工作面方向，终孔位置为9号煤层。（3）抽放管路设置：尾巷敷设两趟380mm瓦斯抽放管，一趟高浓度瓦斯抽放管，一趟低浓度瓦斯抽放管，均在尾巷口与采区回风巷的主抽放系统连接。（4）为了减少本煤层瓦斯在割煤时涌出量，在工作面煤壁每1.54.5米打一个钻孔，长度8米，可封孔、注水进行水力压裂煤体，超前工作面推进度进行瓦斯提前释放。4、试验计划第一步：考察4611工作面在最大配风量及尾巷高位钻场抽放条件下的瓦斯涌出情况。第二步：考察4611工作面在第一步基础上，实
36、施副巷高位钻孔抽放后的效果。第三步：验证副巷低位钻场的瓦斯抽放效果。5、实施副巷钻场抽放前的瓦斯治理效果：4611工作面2009年元月开始组织回采。从初采阶段开始，随着瓦斯涌出量逐渐增大，到元月底2月初工作面瓦斯涌出量从10 m3/min逐步增到70 m3/min左右。在工作面生产过程中，一般情况下，工作面后部60米风流瓦斯浓度在0.7左右；上隅角瓦斯浓度在1.0左右；回风巷瓦斯浓度0.81；尾巷1贯眼以外瓦斯浓度2，113贯眼瓦斯浓度2.63，1319贯眼瓦斯浓度4，19贯眼以里瓦斯达到7。工作面、上隅角、回风流、尾巷瓦斯超限频繁，造成工作面无法进行正常生产，为此，我们将工作面配风量由设计1
37、240 m3/min调至上限值1650 m3/min左右，调整副尾巷的分配，此时工作面已经达到最大风速，不能再进行增加，同时加大尾巷高位钻孔的抽放力度，但收效甚微，据统计，在该开采条件下，瓦斯涌出量大约在70 m3/min左右，其中抽放量为38 m3/min，风排量达到31 m3/min，抽采率只有55%左右。瓦斯超限没有得到有效遏制，工作面推进度只有2-2.5米/天。6、实施副巷高位钻场抽放后的效果按照试验计划，首先实施了副巷高位钻场抽放，试验结果表明，无论是副巷顺向钻孔还是斜交钻孔，只有在钻孔期间和成孔后的较短时间内有少量瓦斯涌出，之后涌出量迅速衰减，而在工作面推进期间的抽放量很少，且滞后
38、于开采线，对开采空间的瓦斯涌出量变化影响很小。7、实施副巷低位钻场抽放后的瓦斯治理效果：（1）工作面巷道系统瓦斯浓度大幅降低，安全作业环境有了可靠的保证按照事前制定的试验计划，启动4611工作面副巷布置钻场控制低位富集带瓦斯，很快使工作系统内瓦斯涌出状况得到改善。巷道内瓦斯含量明显减少，瓦斯浓度明显下降：其副巷瓦斯浓度降至0.5左右，尾巷瓦斯浓度降至1.8左右，工作面瓦斯浓度降至0.5左右，上隅角瓦斯浓度降至0.7左右。（2）工作面推进度由2-2.5米/天增加到4-5米/天，效率提高近一倍。1）采用该方案前：一月份4611工作面生产原煤7520吨；二月份生产原煤22446吨。2）采用该方案后：
39、 三月份4611工作面生产原煤30191吨；四月份生产原煤41338吨；五月份生产原煤48068吨。（3）瓦斯抽采率显著提高，呈现出高浓度抽放率升高，低浓度瓦斯抽放率和风排率双双降低的良好局面表六是4611工作面2008年二季度瓦斯涌出情况汇总表：表六 4611工作面二季度瓦斯涌出情况汇总表月份风排量（万m3）抽放量（万m3）瓦斯涌出总量（万m3）抽采率（%）高浓度低浓度抽放总量副巷钻孔尾巷钻孔449.6864.08205.6321.89291.6341.2885.44556.2592.85241.9515.25350.05406.386.16662.6471.52235.7730.54337
40、.83400.4784.36根据表五、表六计算出4604、4611两个工作面的风排率、高浓度抽采率、低浓度抽采率，结果见表七： 表七 4604、4611工作面主要抽采指标对照表工作面风排率（%）抽放率（%）瓦斯涌出总量（万m3/月）实际风排量占风排能力百分比（%）高浓度低浓度总抽采率460434.950.413.864.5223.1380461114.6795.985.32382.6857（+，-）-20.3+29.4-7.9+20.82+159.55-23 上表反映出高浓度抽采率增高29.4%，低浓度瓦斯抽采率降低7.9%,，总抽采率增加20.82%，风排率降低20.3%，风排量占风排能力的
41、百分比由80%降低为57%，通风条件改善，系统可靠性显著提高。（4）副尾巷横贯间距可以由40m增加为80米抽放表明在采取瓦斯综合治理措施的情况下，副尾巷间距由原来的40米延长为80米左右时，工作面、上隅角瓦斯浓度稳定，没有出现瓦斯管理困难情况，为以后工作面设计多打钻孔，少打巷道提供了依据，可减少掘进工程量。九、创新点1、该项目通过分析12号煤层开采过程瓦斯来源，充分认识赋存于不同空间的瓦斯作用于生产空间时存在的差别，并据此采用了分层次立体型抽放，取得了显著的效果。核心是低位瓦斯富集带的控制。2、该技术成功解决了低位瓦斯富集带卸压瓦斯涌出迅速，容易进入风流系统，难以捕捉到抽放系统的难题，使工作面
42、瓦斯管理水平有了显著提高。3、该技术创造了多点位，大范围、移动式的负压场，是有效控制低位瓦斯富集带的前提条件，同时为低位瓦斯富集带抽放钻孔提供了设计原则。4、该技术证明了在薄煤层开采条件下，在超前范围岩石顶板上布置的瓦斯钻孔不会因受超前压力而破坏，在工作面推进过程中，能够保证瓦斯通道的畅通。十、国内外技术对比分析依据AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标，工作面绝对涌出量70Q100时，抽采率60。据现场收集的数据，该方案实施后，瓦斯抽采率在以上，高出国家规定标准。十一、经济效益分析1、每月至少多生产原煤万吨，每年可多产原煤20万吨（按10个月计算），每吨按200元计算，可多创造价值400
43、0万元。、每月至少多抽瓦斯万立方，其中为高浓度可利用瓦斯，每年可多抽瓦斯900万立方（按10个月计算），按每方.2元计算，创造价值180万元。3、采用该技术方案后，副尾巷联络巷之间的距离可以延长一倍，因此联络巷工程量可以减少一半，按顺槽1000米长的工作面计算，少掘进1320=260米巷道，按每米3000元的成本计算可节省78万元的费用；减少闭墙工程费用133.0=39万元。十二、存在问题及改进意见1、本煤层瓦斯治理目前采用工作面打钻注水预排瓦斯的方法，工艺复杂，释放效果欠佳，制约采煤机的割煤速度，有待于进一步改进。2、本煤层顺槽抽放由于煤层透气性差，钻孔的长度、密度不够以及预抽时间较短等原因，抽放效果欠佳，有待于进一步改进。建议：工作面衔接要留足瓦斯预抽时间，同时要提高打钻装备水平，人为增加煤层透气性，以提高本煤层预抽效果。3、应对副巷钻场内各孔的抽放情况，钻孔的设计数量，钻场的设计间距等参数作进一步研究，以期在保证最佳抽放效果的基础上工程量最小。4、副巷钻孔有1/2孔长报废，只起到通道作用，钻孔工程量大，应寻求更好的钻具，减少钻场数量，充分利用钻孔，提高钻孔效率。5、尾巷存在采外配风，没有完全实现全压通风。建议逐步实现尾巷的全压通风，确保尾巷风流稳定。 二九年八月八日
