水平分段綜放開采工作面瓦斯涌出及分布特征

劉　軍，孫秉成，黃中峰

(1.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400030；2.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400030；3.神華新疆能源有限責任公司烏東煤礦，新疆 烏魯木齊 830027)

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水平分段綜放開采工作面瓦斯涌出及分布特征

劉軍1，2，孫秉成3，黃中峰1，2

(1.中煤科工集團重慶研究院有限公司，重慶 400030；2.瓦斯災害監控與應急技術國家重點實驗室，重慶 400030；3.神華新疆能源有限責任公司烏東煤礦，新疆 烏魯木齊 830027)

摘要：為了深化急傾斜特厚煤層水平分段綜放工作面瓦斯災害理論和技術，分析總結了工作面瓦斯涌出來源，實測了工作面瓦斯濃度分布，利用分源法與估算法對采空區瓦斯涌出量進行了計算，得到了瓦斯濃度沿工作面長度和垂直斷面方向的分布規律。研究表明：工作面瓦斯濃度沿風流方向逐漸增大，沿工作面走向斷面分布不均，受采空區瓦斯涌出、瓦斯抽采及通風影響，采空區側的瓦斯濃度高于煤壁側，考慮瓦斯抽采影響，采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的85.08%。因此，建議工作面在開采過程中，采用采空區、鄰近層抽采及下部煤體卸壓攔截抽采的綜合措施防治瓦斯災害。

關鍵詞：水平分段；綜放工作面；瓦斯涌出；瓦斯分布

瓦斯災害是影響煤礦企業高產、高效的主要災害之一[1]。盡管近些年我國煤礦瓦斯災害治理技術取得顯著進步，但瓦斯災害仍是煤炭企業需解決的重大難題。瓦斯抽采是有效解決瓦斯災害的重要措施，而瓦斯涌出來源、瓦斯涌出、分布規律則是進行瓦斯抽采設計的主要依據，是瓦斯災害“治本”工作的重要基礎[2]。由于國內大部分急傾斜特厚煤層開采礦井以前開采深度較淺，礦井瓦斯涌出量相對較小，隨著開采深度的增加，瓦斯災害正逐漸成為影響我國急傾斜特厚煤層開采礦井安全、高效生產的重要影響因素。目前，國內對急傾斜特厚煤層水平分段工作面瓦斯災害治理基礎理論及技術的相關研究相對缺少，直接制約了該類開采礦井的瓦斯災害治理工作的開展。煤層群開采工作面瓦斯涌出分為開采層和鄰近層(包括圍巖)瓦斯涌出，開采層瓦斯涌出包括工作面落煤和煤壁涌出。然而針對急傾斜特厚煤層水平分段開采工作面，由于煤層賦存和工作面布置方式的特殊性，其瓦斯涌出規律以及瓦斯涌出來源與一般工作面有所區別。目前，對近水平、緩傾斜開采工作面[3-4]瓦斯涌出分布規律研究較多，但對水平分段開采工作面瓦斯分布研究尚未見到相關報道。為了更加合理、有效治理該類工作面瓦斯災害，做到有的放矢，需對該類工作面進行瓦斯來源以及瓦斯涌出分布構成分析，為該類工作面的綜合措施治理瓦斯災害提供科學依據。

1工作面概況

烏東煤礦位于烏魯木齊東北部，礦井主采43#、45#煤層，均為易自燃煤層，煤層平均厚度分別為27.06m和19.7m，煤層傾角43～51°，平均45°。主采層與鄰近層情況見表1。

表1　主采層和鄰近層情況

+575m水平45#西綜采工作面埋深約200m，工作面水平布置，平均長度30.6m，階段高度為25m，回采長度1124m。工作面上部位已回采工作面采空區，下部為實體煤，兩側為煤層頂底板，煤層頂、底板分別為泥鈣質膠結的粉砂巖和泥質粉砂巖。工作面采用水平分段走向長壁綜采放頂煤開采，采3.5m，放21.5m，采煤機截深0.8m，放煤步距1.6m，采用全部垮落法管理頂板和U型抽出式通風，煤層瓦斯含量為5.21m3/t。回采之前已布置順層長鉆孔對工作面煤體進行預抽，預抽后殘余瓦斯含量最大值為4.66m3/t，平均為2.78m3/t。回采過程中采取頂板走向高位鉆孔和采空區埋管抽采措施進行工作面瓦斯治理。

2水平分層綜放面瓦斯涌出來源分析

根據急傾斜特厚煤層水平分段工作面布置方式及回采工藝特點，工作面瓦斯涌出來源可歸結為以下幾方面。

1)開采分段煤壁瓦斯涌出。開采分段煤壁包括切割煤壁、頂、底部暴露煤體。隨著工作面不斷推進，其開采分段新鮮煤壁不斷暴露，新暴露煤壁的吸附瓦斯快速解吸對游離瓦斯進行補充和原有煤體中游離瓦斯源源不斷涌向工作面。同時，受煤層采動影響，開采分層回采工作面前方形成“橫三區”[5]。在應力降低區，煤體受到采動應力作用發生破壞，產生大量采動裂隙，在工作面通風負壓與煤體瓦斯壓力的壓差的作用下，區內瓦斯經孔、裂隙涌向工作面。

2)落煤瓦斯涌出。在工作面生產過程中，割煤機的外力作用使煤體產生破壞，破壞后的煤體暴露的表面積成倍增加，割落煤體在未運輸出工作面之前，煤體中含有游離瓦斯將涌向工作面，煤體中的吸附瓦斯也會迅速解吸產生游離瓦斯涌向工作面。

3)頂煤瓦斯涌出。研究表明急傾斜特厚煤層水平分段開采工作面回采后會形成“跨層拱”結構[6-7]，該結構不利于頂煤垮落，會降低工作面回采率，常對頂煤進行超前松動爆破措施。超前預后，工作面上覆煤體產生大量的人造裂隙，受放煤和工作面負壓影響，賦含在上部煤體中的瓦斯會經裂隙和支架間隙涌向工作面。

4)鄰近層瓦斯涌出。受工作面開采影響，在工作面上方仍會形成“豎三帶”，而煤層底板產生膨脹變形，形成采動煤巖裂隙，鄰近層中的高壓瓦斯會經采動形成的優勢瓦斯通道流入采掘空間[8]。

5)下部卸壓瓦斯涌出。由于分段開采，工作面空間應力突然釋放，致使開采分段下部一定范圍的煤層受采動影響，煤體應力狀態由受壓轉為受拉，產生膨脹變形，形成離層裂隙和豎向裂隙，為下部高壓瓦斯涌向工作面提供流動通道，從而使下部煤體瓦斯一部分涌向工作面，另外大部分涌向采空區[9]，通過采空區進入工作面。

6)采空區瓦斯涌出。由于綜放開采，且采放比較大，工作面回采率與常用的綜合機械化采煤方法相比較低。采空區存在大量的遺煤，遺煤中的吸附瓦斯會解吸形成游離瓦斯，加上原有的游離瓦斯在通風負壓作用下，通過架間和回風隅角涌向工作面，造成架間和回風隅角處瓦斯積聚。

7)老空區瓦斯涌出。工作面上部為已封閉的回采工作面采空區，封閉采空區中積聚瓦斯在工作面開采和通風負壓影響下涌向回采工作面[10]。

通過對急傾斜特厚煤層水平分段開采工作面瓦斯涌出源的分析發現開采分段遺煤、下部卸壓煤體以及鄰近層、圍巖瓦斯會造成采空區大量瓦斯積聚。因此，該類工作面應該在煤層預抽的基礎上，進行采取采空區、鄰近層以及對下部煤體卸壓瓦斯攔截抽采措施。

3工作面瓦斯涌出分布及構成

3.1工作面瓦斯涌出測定

單元法是測定工作面瓦斯涌出分布的常用方法[11-13]，根據單元法原理和測定步驟對工作面瓦斯分布進行現場測定。測定過程共計布置5個測站，其中回采工作面布置了3個測站，進風巷和回風巷各布置1個測站，測站布置如圖1所示，工作面上每一個測站在沿工作面走向斷面上布置4個測點，如圖2所示。

測定每個斷面的瓦斯濃度C1、C2、C3、C4和進出單元斷面的進出風量Qin、Qout。每天檢修班測定工作面瓦斯分布，連續測定3個檢修班，每班測定3次。最后根據實測值計算各測點的平均瓦斯濃度和平均風量，實測記錄見表2。

3.2沿工作面長度方向瓦斯濃度分布

工作面水平方向瓦斯分布見圖3。工作面共計15副支架，從北巷至南巷依次從1～15編號，北巷為回風巷，南巷為進風巷。根據現場實測數據得到工作面瓦斯濃度沿工作面風流方向分布規律：整體上距回風巷距離越小，瓦斯濃度越大；煤壁、前溜及人行道測點測得瓦斯濃度均隨距離進風巷距離增大而近似均勻增大，而支架尾部瓦斯濃度在工作面中部到上隅角的范圍顯著增大，特別是在靠近上隅角5m左右的范圍迅速增大(上隅角瓦斯濃度在0.3%左右)。分析原因發現由于工作面長度較小且采用U型通風，在距離進風巷較短的范圍內瓦斯并不會聚集，瓦斯濃度變化并不明顯；而受綜放開采方法限制，采空區存在大量遺煤，在壓差作用下采空區瓦斯大量涌向上隅角附近區域(尚未采取措施時，上隅角最大瓦斯濃度可達0.8%左右)。

圖1　測站布置圖

圖2　測點布置圖

測站編號測點瓦斯濃度/%支架尾部人行道前溜煤壁風速/(m/s)斷面/m2風量/(m3/min)1進風巷0.051.3011.10865.800213架0.060.050.050.061.0812.92837.21638架0.080.060.050.071.0312.92797.68042架0.130.070.060.061.0212.92790.7045回風巷0.141.2013.00803.400

圖3　工作面水平方向瓦斯分布

3.3工作面沿煤層走向斷面瓦斯濃度分布規律

工作面不同測站斷面上瓦斯濃度分布如圖4所示，從圖4中可以看出沿著煤層走向斷面上瓦斯濃度呈現拋物線(類似馬鞍形)分布，即工作面煤壁側和采空區側的瓦斯濃度較大，而工作面中部對應的瓦斯濃度較小，前溜上方處的瓦斯濃度最小。在靠近進風側，煤壁的瓦斯濃度與支架尾部的瓦斯基本一致，而在中部瓦斯濃度較小，說明采空區瓦斯涌出量占有相當量；在工作面中部斷面上煤壁至前溜瓦斯濃度減小明顯，而支架尾部瓦斯濃度大于煤壁瓦斯濃度，由此說明不僅煤壁、工作面頂、底煤瓦斯涌出，采空區瓦斯同樣也在涌向工作面空間；而在工作面靠近回風巷側區域，支架尾部瓦斯濃度明顯大于其他測站的同一位置，說明采空區瓦斯大量涌向隅角附近區域。

3.4采空區涌出量

從工作面瓦斯分布測定結果發現采空區瓦斯涌出較大，有必要進一步對采空區瓦斯涌出進行量化分析。因采空區無法深入且瓦斯涌出復雜，現場無法直接測量其瓦斯涌出量，因此，常采用間接法分析瓦斯涌出。采空區瓦斯涌出量計算一般有分源計算法、用老頂跨落前后回風瓦斯涌出量的變化來估算、作圖法估算法和當采空區抽放量較大條件下的涌出量估算方法[14]。受急傾斜煤層開采結構影響，老頂的初次來壓并不容易判定[15]，所以不選用老頂垮落前后的瓦斯涌出量的變化來估算采空區瓦斯涌出量，而是采用分源計算法和采空區瓦斯抽采較大情況的估算方法進行工作面采空區涌出量分析。

1)分源法計算采空區瓦斯涌出比例。利用瓦斯、風量平衡方程，計算每個單元的漏風量、瓦斯涌出量。圖5為計算示意圖。

圖4　工作面斷面瓦斯濃度分布

圖5　瓦斯和風量平衡計算示意圖

計算單元采空區漏風量、瓦斯涌出量及工作面煤壁及采落煤炭的瓦斯涌出量，計算式見式(1)～(3)。

(1)

(2)

(3)

式中：Qin為流入單元的風量，m3/min；Qout為流入和流出單元的風量，m3/min；Q1為從采空區流入(出)本單元的漏風量，m3/min；qgoaf為是從采空區涌入本單元的瓦斯量，m3/min；qface為本單元內煤壁、頂、底部煤層瓦斯涌出量，m3/min；C1為漏風流中的瓦斯濃度，%；Cin、Cout分別為流進和流出單元風流中的瓦斯濃度，%。

對表2數據進行處理得到：在不考慮抽采措施情況下，采空區涌出量為0.05m3/min，煤壁(包含頂、底)及落煤瓦斯涌出量為0.66m3/min。即：在不考慮采空區抽采的情況下，采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的7.02%，煤壁及落煤的瓦斯涌出占工作面瓦斯涌出總量的92.98%。實際上，工作面采取了抽采措施，根據測定日期對抽采數據監測得到高位鉆孔抽采和采空區埋管抽采的抽采量分別為1.60m3/min和6.60m3/min，若考慮采空區抽采對瓦斯涌出量的影響，將采空區抽采量計入瓦斯涌出量中，則采空區瓦斯涌出量為8.25m3/min，整個工作面瓦斯涌出量為8.91m3/min。可得到采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的92.59%，來自煤壁以及工作面頂、底煤層瓦斯占7.41%。

2)采空區瓦斯抽采量大的估算方法。研究表明當采空區抽采量較大時，可采用式(4)計算采空區瓦斯涌出量[15]。

(4)

式中：R為采空區瓦斯涌出量占工作面總涌出量的比例，%；Q1為采空區(含鄰近層、下部煤體)瓦斯抽采量，m3/min；Q為工作面瓦斯涌出量(包括抽采量)，m3/min。

根據抽采數據和風排瓦斯量數據得到，采空區抽采量為8.20m3/min，風排瓦斯量為2.37m3/min，因此采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的77.58%。

綜合兩種方法，采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出總量的77.58%～92.59%，二者均值為85.08%。由此說明，經歷煤層預抽之后，高瓦斯急傾斜特厚煤層水平分段工作面瓦斯涌出主要是采空區瓦斯涌出(包括圍巖)，在工作面回采過程中進行采空區抽采措施，鄰近層、下部煤體抽采是瓦斯災害治理的關鍵。但對于易自燃煤層采取采空區抽采和卸壓瓦斯攔截抽采措施時，應加強對CO、C2H4、C2H6等標志氣體的監測，做好防火工作，且盡量采用低負壓抽采。

4結論

1)急傾斜特厚煤層水平分段開采工作面瓦斯體積分數從進風巷至回風巷逐漸增大。

2)回采工作面沿煤層走向斷面上，采空區和工作面煤壁瓦斯濃度較大，而斷面中部瓦斯濃度較小。

3)在靠近進風側，煤壁瓦斯濃度與采空區瓦斯濃度基本一致，而在靠近回風側，采空區瓦斯濃度遠大于其他測點瓦斯濃度，說明采空區瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量較大比例。

4)采空區瓦斯涌出占整個工作面瓦斯涌出的85%左右。采空區瓦斯災害治理應該看作為預抽后瓦斯災害治理重點，應有效采取采空區瓦斯抽采及下部煤體卸壓瓦斯攔截抽采措施。

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收稿日期：2015-11-06

基金項目：神華集團科技創新項目資助(編號：SHJT-15-09)

作者簡介：劉軍(1988-)，男，碩士，2013年畢業于煤炭科學研究總院重慶分院，主要從事瓦斯動力災害防治技術研究。E-mail：liujunhebei2006@126.com。

中圖分類號：TD712

文獻標識碼：A

文章編號：1004-4051(2016)07-0097-05

Study on the gas emission and distribution at the horizontal stratification fully mechanized working face

LIU Jun1，2，SUN Bing-cheng3，HUANG Zhong-feng1，2

(1.Chongqing Research Institute，China Coal Technology Engineering Group,Chongqing 400030，China；2.State Key Laboratory of Gas Disaster Detecting & Controlling or Emergency Technology，Chongqing 400030，China；3.Wudong Coal Mine,Shenhua Xinjiang Energy Co.,Ltd,Urumqi 830027，China)

Abstract:In order to further study the theory and technology of gas disaster at the horizontal section of steeply inclined thick coal seam，analyzing and making summary of the working surface gas gushing source，calculating gas concentration distribution at the working surface，measuring the gas emission quantity at mined out area by the method of source and estimation，obtaining the gas concentration distribution law along the length of the working surface and the direction of the vertical section.The research shows that the gas concentration at the working face increases gradually along the airflow direction，uneven distribution along the working surface vertical section，the gas concentration at the mined out area higher than coal wall with the effect of mined out gas emission，gas drainage and airflow.Considering the effect of gas drainage，The amount of gas emission in the mined out area accounts for 85.08% of the gas emission at the working face.Therefore，comprehensive measures are suggested to prevent gas disasters by the mining method of the mine out area and adjacent layer or lower coal pressure reduction during mining process.

Key words：horizontal stratification；fully mechanized working face；gas emission；gas distribution