西銘礦48708 工作面抽采采空區漏風對上隅角瓦斯的治理

郭素亮，鞏紅龍

（西山煤電股份有限公司西銘礦，山西 太原 030052）

0 引 言

U 型通風系統——反向通風系統，1 條巷道進風1 條巷道回風，通風系統簡單，U 型后退式通風系統采空區漏風小，風流管理容易，巷道施工量和維修量小，對了解煤層賦存情況，掌握礦井瓦斯，火災的發生、發展規律較為有利等特點，被我國煤礦采煤工作面廣泛采用，缺點是上隅角易積聚瓦斯。目前，上隅角瓦斯治理的思路是向瓦斯富集帶進行打鉆進行抽采，減少涌向采空區高濃度瓦斯，配合上隅角埋管抽采，上隅角瓦斯治理取得顯著效果。可是仍有少量上鄰近層瓦斯、采空區遺煤殘存瓦斯或底鄰近層瓦斯被采空區漏風攜帶到上隅角處，仍有時使上隅角瓦斯超限制約著礦井安全生產。

1 48708 工作面概況

該工作面井下位于北七采區右翼，東為48710 工作面（已回采），南為北七右翼集中巷，西為48706 備用面，北為實煤區。該面上覆蓋2 號煤為我礦西七、西九盤區工作面所采。2、8 號煤層間距 90 m，3、8 號煤層間距 71 m，6、8 號煤層間距 52 m，7、8 號煤層間距19 m,8、9 號煤層間距6.80~1.74 m 平均 3.42 m,該面所采8 號煤層節理發育，煤層上部夾石為1.30~3.10m平均2.18 的頁巖或砂質頁巖，8 號煤上分層厚度為0.50~0.70 m 平均0.62 m,下分層煤層厚度2.86~3.35m平均3.10 m，厚度變化不大，屬單一穩定的中厚煤層。48708 工作面設皮帶巷、單軌吊巷、切眼、皮帶巷回風聯絡巷、單軌吊巷回風聯絡巷和9 個聯絡巷，聯絡巷布置在48708 單軌吊巷，與48706 單軌吊巷相通，每個聯絡巷間距約為100 m，用于回采期間封閉聯巷埋管抽采。工作面選用走向長壁后退式一次采全高頂板全部垮落綜合機械化采煤方法。由于工作面兩巷及切眼均沿上分層8 號煤層頂板掘進，為提高煤炭回收率、降低成本，采用托夾石跟底回采。回采推進過程中，老頂初次跨落后，逐步鉆入夾石層至下分層8 號煤進行回采。

2 工作面通風系統及瓦斯情況

工作面回采期間采用“U”型通風，即皮帶巷進風，單軌吊巷回風。根據相鄰工作面瓦斯涌出量資料預測48708 工作面回采期間瓦斯絕對涌出量為18 m3/min,相對瓦斯涌出量為4.32 m3/t。

2.1 工作面最大瓦斯涌出量分源預測法

回采工作面最大瓦斯涌出量根據分源預測法（開采層、鄰近層）進行計算:

開采層瓦斯涌出量可由式（1）計算

式中：q1為開采層相對瓦斯涌出量，m3/t；K1為圍巖瓦斯涌出系數，全部垮落法管理頂板K1取1.3；K2為工作面丟煤瓦斯涌出系數，取回采率的倒數計算，回采率取95%；K3為準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數；m為開采層厚度；M為工作面采高；W0為煤層原始瓦斯含量，m3/ t；WC為運出礦井后煤的殘存瓦斯含量m3/t。

鄰近層瓦斯涌出量采用式（2）計算

式中：q2為鄰近層相對瓦斯涌出量，m3/t；mi為第I 個鄰近層煤層厚度；M為工作面采高；ηi為第i個鄰近層瓦斯排放率%；W0i為第i 個鄰近層煤層原始瓦斯含量，m3/t；Wci為第i 個鄰近層煤層殘存瓦斯含量，m3/t。

因此工作面瓦斯涌出中本煤層瓦斯所占比例：

則該煤層屬于以本煤層瓦斯涌出為主的煤層，以日產5 000 t 煤預計該工作面絕對瓦斯涌出量為18 m3/min，抽采 10 m3/min，其中風排 8 m3/min。

2.2 工作面風量計算

按瓦斯涌出量進行計算：

式中：qc為采煤工作面回風巷風流中最大瓦斯絕對涌出量，風排取8 m3/min；KCH4為采煤工作面瓦斯涌出不均衡通風系數，正常生產時連續觀測1 個月，日最大絕對瓦斯涌出量與月平均日絕對瓦斯涌出量的比值，取1.7；125 為按采煤工作面回風流中瓦斯濃度不超過0.8%的換算系數。

2.3 上隅角瓦斯來源分析

48708 工作面及兩巷沿8#煤層頂板掘進，回采推進過程中，逐步鉆入8#煤夾石層，采用托夾石跟底回采。隨著工作面的回采推進，不可采上分層8#煤隨采煤推進跟著8#煤夾石層垮落到采空區冒落帶內，成為采空區遺煤瓦斯涌出源。

8#煤與下鄰近層9#煤直接底為細砂巖，層間距平均為3.42 m，9#煤為未采實體煤，因采動影響9#煤內大量瓦斯解稀由吸附式轉變成游離式。通過底板裂隙涌向采空區，成為采空區瓦斯重要來源，見圖1。

圖1 瓦斯涌出分布圖

2.4 采空區漏風分析

采煤工作面實體煤被采出后，采空區圍巖在重力作用下破壞原有平衡而垮落，從工作面向采空區分為工作面區、垮落區與壓實區，形成所謂的采空區“橫三區、豎三帶”。圍巖原生孔隙與圍巖垮落碎塊形成非勻質網狀立體孔隙，在風壓與分子自然擴散的作用下，漏風通道成半立體橢圓形態。

采煤工作面由于供風需求，在風壓作用下使風流克服巷道阻力進行流動，一進一回U 型通風系統的采煤工作面，一小部風流向采空區流動，絕大部風流向工作面流動。處在工作面回風側的上隅角存在風壓差，成為采空區漏風的動力。

采空區漏風計算。采空區漏風量與采空區阻力、孔隙率存在一定聯系，孔隙率大小與采空區冒落圍巖碎脹系數有關，用采空區圍巖碎脹系數算出孔隙率：

采空區碎脹系數與殘余碎脹系數關系式：

式中：為初始冒落碎脹系數，無因次，取1.65；為壓實后碎脹系數，無因次，取1.13；a為衰減率，m-1；d為采空區坐標（x，y）處與邊界距離，m。

算得采空區阻值約R2=0.988 4，y=0.005x+5.709 9

QL=14.2%×1 700=241 m3/min

在抽采后負壓的影響下采空區漏風量，據經驗估算約增長50%左右。

3 上隅角瓦斯抽采治理方案

在48708 單軌吊巷利用澳鉆施工走向長鉆孔及頂板走向鉆孔, 以解決中低位裂隙帶富集瓦斯，在48706 單軌吊巷施工高位裂隙鉆孔解決7#煤鄰近層下沉擴散瓦斯，在48706 單軌吊巷施工大孔徑煤柱鉆孔插管解決回采期間上隅角瓦斯，同時采用密閉埋管方式解決采空區瓦斯。

3.1 抽采參數

48708 工作面裂隙帶垂高經計算取17～40.8 m。澳鉆施工走向高位長鉆孔6 個，垂高19~38.4 m；高位裂隙帶鉆孔從10 貫眼向外40 m 處開始施工，鉆場間距20 m，鉆孔孔徑113 mm，每個鉆場布置2 個孔，垂高取27.2~61.2 m。

圖2 煤柱孔剖面圖

為解決48708 回采期間上隅角瓦斯，設計在48708 單軌吊巷與48706 單軌吊巷煤柱之間施工大孔徑煤柱鉆孔，控制上隅角瓦斯。鉆孔從48706 單軌吊巷往48708 單軌吊巷施工1-8 個貫眼，每個貫眼施工1 個鉆孔，鉆孔距貫眼口50 m，鉆孔徑480 mm；9貫眼施工2 個鉆孔，第1 個鉆孔距貫眼口30 m，鉆孔徑350 mm；第2 個鉆孔距貫眼口60 m，孔徑480mm。

在48706 工作面單軌吊巷與48708 工作面單軌巷間施工9 個貫眼（貫眼間距100 m），封閉后用抽采管路接入低濃抽采系統，解決48708 采空區涌入48708 工作面瓦斯。

3.2 抽采系統

在冀家溝抽采泵站建立了分源抽采系統，根據目前實際情況，48708 工作面本煤層鉆孔、走向中高位長鉆孔、高位裂隙帶鉆孔由冀家溝高濃系統負擔，大孔徑煤柱鉆孔及密閉埋管抽采由低濃系統負擔。

3.3 抽采管選型計算

瓦斯抽采管徑計算：

式中：D為瓦斯管內徑，m；Q為管內瓦斯混合流量，m3/min；V為瓦斯在管路中的平均流速，m/s，一般取V=5～15 m/s。

預計工作面抽采管路內瓦斯混合流量≥30 m3/min；瓦斯在管路內平均流速V=5 m/s。

根據經驗數據進行計算得D=325 mm，按AQ1027-2006《瓦斯抽采規范》第5.4.2 條規定“管路應取10%的備用系數”，因此需選取抽采管路直徑D≥357 mm，48708 工作面裂隙帶選取D426×3 mm不銹鋼瓦斯抽采管路。

4 抽采管路阻力計算

1）直管阻力損失計算得1 436.36 Pa；

2）管路系統局部阻力計算得287.27 Pa；

3）抽采管路系統的總阻力計算得1 723.63 Pa；

4）48708 工作面鉆孔抽采負壓計算得23276.37Pa。

因此48708 單軌吊巷管道最遠處鉆孔的孔口負壓最小也能達到23.28 kPa（大于13 kPa），證明48708工作面所選抽采管管徑均符合抽采要求。

圖3 48708 工作面抽采上隅角風流圖

抽采管路。考慮到該面實際巷道和鉆孔的布置情況，確定在48708 單軌吊巷布置一趟D426 不銹鋼抽采管路用于工作面本煤層預抽及走向長鉆孔抽采。在48706 單軌吊巷布置2 趟不銹鋼管，D711 不銹鋼抽采管路用于大孔徑煤柱孔插管抽采及密閉埋管抽采，D426 不銹鋼抽采管路用于高位裂隙帶瓦斯抽采。

5 總 結

1）48708 工作面采用大孔徑煤柱孔插管及密閉埋管抽采，抽取采空區漏風改變回采工作面上隅角風流狀態，改變U 型通風方式“一源一匯”瓦斯的交匯點。使工作面上隅角處于進風流狀態瓦斯穩定在0.1%左右，為本質性的解決上隅角瓦斯治理提供了借鑒。

2）大孔徑煤柱孔與密閉埋管間距為50 m，由于抽采負壓因素增加了采空區漏風，在交替進入上隅角抽采時，存在間距遠抽采負壓控風流不穩定，使上隅角瓦斯上升情況。

3）由于抽采漏風，孔口負壓流速大，使采空區冒落碎小石塊進入管路，使管路阻力增大，降低了抽采率及抽采效果。

4）由于采空區漏風的增大，加大采空區自然帶的寬度，給礦井自燃發火帶來潛在隱患。