“Y+高抽巷”工作面初采期瓦斯治理技术研究与应用

矿压与工作面瓦斯涌出规律实测分析4Analysisofundergroundpressureandgasemissioninworkingface在煤炭综放面初采期过程中由于上覆岩层的垮落，会导致瓦斯在某个时刻突发性的大量涌出，研究顶板来压与采空区瓦斯涌出之间的联系对治理初采期末期瓦斯大规模涌出具有重要的意义。尤其是近年来煤炭开采深度的不断加深，导致剧烈的围岩活动与瓦斯涌出的问题逐渐加重。为保证漳村煤矿在初采期工作面瓦斯不超限，对采场上覆岩层活动和瓦斯涌出之间存在的内在机制的研究是很有必要的。瓦斯在煤矿的煤层中主要以吸收态的形式存在，另一部分瓦斯以游离态的形式附存在煤层内。当周期来压时上方岩层会发生变形或者断裂，此时上覆岩的保气能力大大削弱。其主要表现在两个方面：一是增加了孔隙率，在上覆岩与采空区之间形成气体流通的通道，使上方游离态的瓦斯能够顺畅地流入采空区内；二会产生减压区，原本吸附在煤体内的瓦斯会大量解析，且此部分瓦斯含量占大多数。所以当来压导致上方岩层发生变动时会使上方富集的CH4和其他气体大批次的涌到采空区，从而导致工作面瓦斯含量升高。研究矿压与瓦斯涌出之间的规律对治理潞安漳村矿2603工作面初采期的瓦斯问题具有重要意义。4.1支撑压力与瓦斯涌出规律的关系(Relationshipbetweensupportpressureandgasemissionlaw)当采空区上方由于煤炭的挖掘产生的悬臂梁断裂、坍塌时，会使得工作面前方待采煤体所受支撑压力产生变化。采空区上部岩层有规律的矿压活动，包括初次来压和以后的周期性来压导致的悬臂梁断裂和坍塌都会减少待采煤体所受支撑压力。工作面前方的待采煤体所受压力是随着采煤工作的进行不断变化的。初采时工作面前方待采煤体所受支撑压力随着悬臂梁的伸长逐步增大，当采空区上方悬臂梁断裂时，工作面前方煤体所受支撑压力会突然降低，然后继续随着采煤工作的进行逐步增大，由此往复。工作面前方煤体所受支撑压力跟煤岩体内的裂隙有直接关系，而煤岩体内部裂隙的发育会对煤内部瓦斯的压力梯度产生影响。工作面前方待采煤体内部裂隙发育、贯通情况对其内部瓦斯流动情况和流动强度起着决定性作用。除此之外支撑压力的变化也可能会压缩煤体产生失稳而导致冲击矿压。综上所述，对于瓦斯含量丰富的煤层要充分研究其支撑压力变化规律，从而达到掌握煤壁瓦斯涌出的规律的目的。4.1.1支撑压力实测本文采用地应力传感器对长治漳村矿2603工作面开采煤体进行支撑压力现场实测，以此研究工作面前方煤体支撑压力的动态变化规律。根据现场实际情况，本文将应力传感器布置在辅进风巷内，其距开切眼15m，以后每间隔10m布置一个地应力传感器，共计6个，传感器编号从靠近工作面的传感器为1#依次排列。布置位置示意图如图3-1所示。图4-1支撑压力传感器布置示意图Figure4-1Abutmentpressuresensorlocationdiagram对2603工作面进行了30天的待采煤层支撑压力测试，其中1#、3#、4#、6#传感器由于压力导致钻孔塌孔中途损坏，未获得完整数据。本文将2#、5#号传感器获得的数据不是待采煤岩体实际受到的矿压的应力值，但基本反映了采煤活动进行过程中工作面推进前方待采煤岩体所处应力的分布特征和变化趋势。所以本文可以通过分析应力值曲线表得到待采煤层内应力变化及孔隙发育情况。曲线表如图所示。图4-22#孔应力与距工作面距离关系曲线图Figure4-2Thecurveoftherelationshipbetweenthestressof2#holeandthedistancefromtheworkingface图4-35#孔应力与距工作面距离关系曲线图Figure4-3Thecurveoftherelationshipbetweenthestressof5#holeandthedistancefromtheworkingface从图4-1~4-3所示的应力传感器监测结果可以看出:1)根据应力曲线图本文可以看出随着采煤工作的开展应力传感器所测得数值呈现先缓慢升高到达最高点，然后较快降低的趋势。这种起伏说明从开切眼开始随着采煤工作的推进工作面前方待采煤体所受支撑应力一直在缓慢增大，当支撑应力达到其峰值以后会逐渐减小，采面前方煤体受力先缓速增加然后过渡到快速增加的阶段，在缓速增加最后急剧降低；2)图中曲线大体呈现先剧烈升高然后剧烈降低，并且在距离工作面+5m左右出现一次峰值，随后继续升高至支撑应力最大值，约出现在距离工作面13m~16m之间。这些起伏说明工作面经受周期来压的影响，导致待采煤体支撑应力出现波动。2#钻孔内探测器获得的应力曲线图显示2603工作面煤体在探测器距离工作面14米时出现峰值；在实测过程中2603工作面前方煤体的5#孔所测得的数据曲线有两个大的峰值，这说明此工作面在这一过程中经历了两次周期来压，初次来压发生在探测器距离工作面30米的时候，第二次来压发生在探测器距离工作15米左右的时候。通过上述分析本文可以基本判断初次来压发生在工作面推进到距离开切眼25米左右时。第二次来压则发生在工作面推进到距离开切眼40米左右时。当探测器接近工作面时，其所受应力逐渐降低，进入卸压带。26采区在以后的工作面开采时应该着重注意才开采到工作面推进20米~30米这一范围时因为初次来压可能导致的瓦斯超限问题；3)分析曲线图本文可以不难得出支撑应力的最大值会出现在距采煤工作面14m左右，采煤工作面推进方向+5m以内为卸压带，采煤工作面推进方向+5~+10m范围内应力相对高，支撑压力最大值集中在距离工作面在距离采煤工作面+15左右，图3-2、图3-3的曲线反映了潞安漳村煤矿2603综放工作面受周期来压影响明显。4.1.2支撑压力对煤体裂隙发育的影响A—原岩应力区；B—蓄压闭合区；C—极限平衡区；D—卸压增流区；G—工作面开采空间；K—工作面采空区图4-4工作面支撑应力示意图Figure4-4Supportingstressofworkingface分析可知:1）A区因为没有受到采煤工作的影响，离工作面较远的待采煤岩体，也就是原岩应力区，其煤体内只存在不发育的、原生的裂隙和孔隙等，所以在原岩应力区内部供瓦斯流动的通道的空间相对狭小、数量相对少很多。在原岩应力区区域进行的瓦斯抽采钻孔抽采活动的有效性只能依靠原始瓦斯压力和煤层渗性。2)随着采煤工作的进行，采空区上方悬臂梁会一步步地延伸，这使得煤壁推进方向上煤岩体受到上覆岩压力产生的矿压活动在B区呈现积蓄压力的状态简称“蓄压闭合”，此区域的支撑压力向着工作面方向慢慢增大。B区由于支撑压力相比于原岩应力区较大，煤岩体内部的裂隙被压缩、变形导致原生裂隙闭合，此区域煤岩体的孔隙率和渗透容积小于原岩应力区。综上B区瓦斯流动速度小于原岩应力区，该区域的瓦斯抽采流量必然效果不佳。3)B区与C区之间即是支撑压力的峰值，此处煤岩体裂隙最小，瓦斯流通最为困难。达到峰值以后待采煤岩体所受应力会慢慢降低。C区为极限平衡区，C区域内煤岩体因为支撑应力的减小裂隙会再次发育、扩张，相互连接形成瓦斯流通网络，这些裂隙构成的流通网络里富集了大量的吸附、游离瓦斯，且能量巨大；与此同时待采煤体还是处于承压状态，极限平衡区的边界处瓦斯压力梯度较大，轻微的扰动都可能破坏这种平衡状态。4)D区域的煤岩体所受支撑压力持续降低，该区域的裂隙发育的更好，瓦斯流通网络更发达；同时由于承受支撑压力的减少，使得瓦斯解吸能力增加。以上两点打破了D区承受支撑压力的平衡状态和瓦斯的解吸、吸附的平衡状态。大量的瓦斯解吸和瓦斯流通网络的进一步发育，加之在高瓦斯压力梯度下D区煤体内的瓦斯会大量涌向采煤工作面本文称之为卸压增流区，D区与采煤工作面距离较短，涌到工作面的瓦斯需要通风带走，以保证矿工的安全。4.1.3支撑压力与瓦斯涌出关系实测本文利用钻孔钻进工作面推进方向的待采煤层，根据产生的钻屑量来探究该煤体承受的支撑压力。根据理论研究和现场试验表明，钻屑量在煤层未到达支撑应力峰值时钻屑量与应力是正比上升关系，到达支撑应力峰值后钻屑量与应力是正比下降的关系。所以本文利用打钻产生的煤屑重量和单位时间内通过钻孔涌出的瓦斯总量的关系来探究工作面前方待采煤体不同区域的支撑压力与此区域内瓦斯涌出量的关系。测量示意图如图3-1-5所示。图4-5钻屑及瓦斯测量示意图Figure4-5Schematicdiagramofcuttingsandgasmeasurement实测工具：中空压风排屑钻杆、弹簧秤、钢卷尺、气囊封孔器、集气管、流量计、加压器、加压管。实测步骤：利用中空压风排屑钻杆在辅进风巷内向煤层打钻（走向方向）。每排7个钻孔，从开切眼开始，每个钻孔间隔5米，钻孔深度为15.5米，钻孔直径为42毫米。施工时当钻孔钻到至7m时，取7~8米这一区段（L3）的钻出的煤屑，用弹簧秤秤出7到8米内钻出煤碎屑的重量（S1,单位kg）；然后再向前钻半米，钻完毕后用气囊封孔器构建测气室，测气室范围为8~8.5米，利用集气管引出测气室内瓦斯，流量计得出瓦斯流量(Q1，单位m3)，测一分钟。然后继续打钻达到14米时，取14~15米这一区段（L2）的钻出煤屑，弹簧秤秤出该区段煤屑的重量（S2,单位kg）；继续钻出半米的测气室（L1）,测出瓦斯量（Q2，单位m3）。将7个钻孔所测得数据记录制成表格，如表3-1所示。表4-1钻孔钻屑量和瓦斯涌出量实测数据Table4-1Measureddataofdrillingsludgeweightandgasemission距工作面距离S1/kgQ1/LS2/kgQ2/L580.18.60.4109.50.810.41.21511.51.512.72209.21.39.91.72581.28.41.5307.30.97.51.2356.80.871图4-6钻孔钻屑量和瓦斯涌出量与距工作面距离的关系Figure4-6Drillingsludgeweightandgasemissionwiththedistancechangefromworkingface由钻屑重量、瓦斯涌出量和它们距离工作面的大小可以得出以下关系:1)钻孔钻出煤屑的重量从距离工作面5米的长度到距离工作面15米的长度这一区段呈上升趋势。达到最大值以后先快速减少，然后进入缓慢降低直至平稳状态。这与前一节工作面前方煤岩体支撑应力实测的先增压达到峰值然后急剧卸压到缓慢卸压直至原岩应力的走向趋势相互呼应，所以利用钻孔钻出煤屑重量一定程度上反映了工作面推进方向上待采煤层所受应力的分布曲线;2)由曲线图本文可以看出钻孔7~8米排出煤屑量S1小于钻孔14~15米排出煤屑量S2，说明距离辅进风巷巷道壁面的煤岩体所受支撑压力小于距离巷道壁面深度大的煤岩体所受支撑压力。钻孔内7~8米区段瓦斯涌出量也小于14~15米区段内瓦斯涌出量，这与钻屑量成正比。3)距离工作面大小不同的钻孔瓦斯涌出量（Q1、Q2）与不同距离钻孔钻出煤屑重量涌出量（Q1、Q2）呈现相同趋势，也是在距离工作面相对较近时涌出量低，到距离工作面15米处达到最大值，然后经历一个快速衰减阶段以后变为缓慢衰减，直至平稳。4)本节与工作面不同距离钻孔钻屑量与3.1.1节对工作面前方煤体进行的支撑压力实测相对应，都是呈现先增高到达峰值，然后极速衰退，再变为缓慢衰退，最后进入平稳的状态。基本确定了前方煤体应力变化的大体趋势。而本节钻孔内瓦斯涌出量也随距工作面距离的增大出现了由小快速增大至最大值然后快速降低，最后缓慢降低至相对平稳的状态。综上工作面前方待采煤岩体支撑应力与瓦斯涌出量的变化成同步趋势，也就是说煤体某一区段所受支撑压力越大此区段的瓦斯涌出量也会相应的变大，当煤体所受的支撑压力(矿压)较大时，可能会出现瓦斯大量涌出的情况。4.2采空区顶板垮落对瓦斯涌出的影响(ImpactonGasEmissionCausedbyRoofFallinginGob)初采期的初次来压，即采空区顶板垮落，其实质为采空区顶板岩块断裂、下坠对采空区内采煤工作遗留残存的遗煤、矸石的非弹性碰撞产生的冲击。当初次来压时，顶板岩层内夹杂的薄煤体内的瓦斯会释放出来，进入采空区；顶板的沉降也会压缩采空区空间体积，导致采煤工作遗留的煤及矸石释放的瓦斯的存储空间被大大压缩。这两种原因叠加导致初次来压时采空区瓦斯会大量涌出，对工作面工人生命安全产生威胁。当采煤工作进行、综放面推进时，会在工作面后方形成采空区，采空区上方岩石是以铰拱式结构维持平衡的，当F0=T0（F0为铰拱咬合点所受的压剪力，T0为极限强度）时铰拱式结构达到极限平衡点。而采煤工作持续进行，采空区体积越开越大导致采空区上方覆岩悬空距离增长，F0会越来越大，当F0＞T0时，采空区以铰拱式结构所维持的平衡会被打破，结构失稳，采空区顶板岩层发生断裂并且急剧下沉。轰然砸下的岩石对采空区底部遗煤及矸石产生动态的冲击力，其冲击结果示意图如图4-7所示。图4-7顶板垮落对采空区冲击的力学过程分析Figure4-7Mechanicalprocessanalysisofroofcavingingob4.2.1漳村煤矿2603工作面矿压实测漳村煤矿在2603工作面装设有压力在线监测系统，井上部分包括计算机及其所装的处理系统和分析系统，井下部分包括适配器、采集器、压力监测机。顶板压力监测系统可以实现对矿压24小时的监测。该系统接收到井下数据后，对数据进行处理，最后将数据整理成曲线图或者动态直方图的形式，并且可以导出数据，顶板压力在线监测系统示意图如图3-2-2所示。图4-8顶板压力在线监则系统图Figure4-8Toppressureonlinemonitoringsystemdiagram在从开切眼开始采煤之前本文事先装好液压支架压力在线监测系统。在液压支架上安装井下监测设备，每隔5个液压支架设置1台支架压力分机，安装编号1#,2#···20#，共20个监测点，对2603工作面进行液体压强测量、工作面和巷道的支护情况实时监控。本文在每个液压支架的一侧设立一个压力感应器，每个分机都会将监测到的荷载数值经采集器、适配器传输到地面计算机，计算机监测软件会显示出数值（此数值单位为bar）与液压支架的真实压强具有一定一次方关系，所以本文可以用计算机监测到的数值研究矿压规律。传输到地面计算机内的数据由xmda系统分析、整理并与生产科人工记录数据进行比较无误后，会形成EXCEL表格，且可生成曲线图；另外我与生产科专人每天查看工作面顶板完整情况、顶板的下沉量、片帮、网兜、巷道位移量等情况。本文可以采取曲线图趋势及现场巷道顶板及支护情况相结合得方式分析矿压规律，探究顶板沉降问题。4.2.2工作面走向压力分布规律本文在这里提取1#、6#、14#、20#监测点的九点整所监测到数据制成顶板走向矿压测定图。通过对图4-9的分析研究顶板压力与瓦斯涌出量的关系。图4-9顶板走向矿压测定图Figure4-9Minepressureofmovetowardsoffront-axlebeaminroof通过对上图进行分析，本文可以得出：采煤工作从开切眼到推进到7米左右时，监测器监测到的矿压数据很稳定，液压支柱所受应力都低于5MPa，且在此时间段工作面、回风巷瓦斯均没有超限，工作面瓦斯涌出量也很均匀。当工作面距离原开切眼8米时，液压支柱所受应力开始激增，这是由于对2603工作面的顶板进行预裂导致直接顶开始出现小范围垮落。距离开切眼8~14米这一范围内，4个监测支柱数据都出现不同程度的升高，其中1#和14#支柱支承压力较大；四个监测点在15m处出现峰值。1#支柱承受应力最大，峰值为28Mpa，14#支柱承受应力峰值是25Mpa，6#支柱承受压力为27.2MPa，20#支柱承受应力峰值皆,12.5MPa。这是因为漳村煤矿对2603工作面进行顶板预裂所以采空区上方直接顶开始垮落，2603工作面上方岩层强度遭到破坏，随着工作面推进，下方煤层采出后采空区上覆岩体开始破卸压、出现裂隙和垮落，顶板内卸压导致内部瓦斯大量进入采空区，并且随着进风巷漏入采空区的风流涌到工作面，一般走向高抽巷平行于煤层，高抽巷与采空区之间没有形成大量可供高抽巷抽采瓦斯的裂隙，导致工作面上隅角、回风巷出现瓦斯超限。本文将采用倾斜高抽巷与风排瓦斯对此问题进行治理。当采煤工作进行到距离开切眼15米后，四个支柱承受应力小幅度下降。因为直接顶没有彻底垮落，漳村矿对2603工作面进行强制放顶。在15m~22.5m过程中，1#支柱承受应力最小值为5Mpa；6#支柱承受应力变化不大，有起伏；14#支柱承受应力最小为4Mpa；20#支柱承受应力最小为2Mpa。当采煤工作进行到距离开切眼27米时，2603工作面第一次出现老顶来压，各观测点矿压均急剧增大，1#前梁、6#前梁、14#前梁、20#前梁在28m时分别达到峰值35MPa、30MPa、22MPa、17MPa。从工作面推进15米到27米这一过程中，采空区上方顶板大量垮落、大量瓦斯解吸涌入工作面，导致工作面风排瓦斯量大量上升、高抽巷瓦斯浓度开始上升。当采煤工作进行到距离开切眼28米以后时，2603工作面的老顶已经逐渐卸压。支架所受压力值也逐渐下降，1#支架应力降到10Mpa，6#支架应力降低到15Mpa，14#支架应力降低到10Mpa，20#支架应力降低到5Mpa。老顶垮落后高抽巷与采空区之间已有充分的裂隙发育可供高抽巷抽取采空区内瓦斯。悬臂梁垮落后支架除了支架应力降低外，上隅角及回风巷瓦斯量也降低。由于裂隙发育，与采空区之间瓦斯通道形成，高抽巷抽排瓦斯量增大、浓度也有所升高。当工作面推进距离30m后初采期结束，之后由于煤层上方岩层已经卸压及采煤工作影响导致矿压变化没有初次来压之前规律明显，虽然紊乱，但均处在合理范围内，没有出现矿压特殊情况。工作面瓦斯浓度在合理范围内波动。经过上述可知，在走向上的矿压规律为：在采煤工作的初采期，压力会出现急剧上升和剧烈下降的情况，且比较容易得出规律，此后矿压变化则比较紊乱。直接顶板垮落和老顶来压导致上方岩层产生裂隙，应力变化剧烈，深刻地影响着采空区的瓦斯涌出变化。因此，研究初采期矿压与瓦斯涌出量之间的关系具有重要意义。在本小节中我发现各支架之间应力相差较大，为了全面了解矿压规律，有必要进一步研究工作面倾向压力分布的规律。4.2.3工作面倾向方向上压力分布规律由于2603工作面切眼较长，所以可能在不同的倾向距离上所受压力也不同，大小不同的矿压也会工作面上瓦斯涌出造成影响。本文选取观测的时间段里的四天作为代表数据进行比较。选取3月3日、3月10日、3月16日、3月23日进行分析，得出工作面倾向压力示意图。图4-10工作面倾向压力示意图Figure4-10Pressuretrendsoffront-axlebeaminworkingface选取的这4个代表日中支架所受压力在倾向方向上从开头到24米处，支柱所受压力呈现剧烈减小的趋势，3月3日时其中一个支柱在19m处压力为1MPa，此为最小值。沿工作面倾向方向上24~72m区间内，除3月16日压力呈现逐渐降低的趋势外其他三天均变化起伏不大，压力维持在1~5MPa之间。在倾向方向上从0~37m范围内支架压力基本按照先剧烈降低后缓慢降低直至进入一个比较平稳的区段的趋势，由此本文可知工作面在端头附近所受压力较大，远离断头时压力减少，随后进入平稳状态。沿工作面断头向前72~132m范围内，支架所受压力先剧烈上升然后较缓慢下降，3月16日和3月23日在43米处达到峰值，应力峰值分别为21MPa、24Mpa；此现象可能是顶板沉降造成的支架压力迅速地上升和下降。且其中3个代表日有两个峰值，由此可见同样倾向上不同时间所受压力也是不同的。沿工作面断头向前132~192m范围内，此范围内3个代表日（3月3日在此范围内平稳）的支架应力均达到整个倾向上的最高峰。3月16日、3月23日在144m处出现峰值，应力分别为20Mpa、23Mpa，且在倾向方向上132~144m区段内应力急速上升。随后3月23日的应力折线在距离工作面断头168m处到达整个倾向上的最大值，最大值为30Mpa。3月16日在距离工作面断头180m出现又一个峰值，应力为16Mpa。这两个代表日应力也是快速上升达到峰值后迅速下降，推测此区段顶板的突然垮落导致支架应力的突然变化。沿工作面断头向前192m以后应力趋于平稳，老顶垮落，初采期结束，瓦斯涌出随后降低。3月3日在整个倾向上应力都很低，说明在采煤工作刚开始时采空区不大，其上方悬臂距离很小，基本由煤层承受压力。综上可得，人工顶板预裂加上采煤工作的进行，导致顶板松动垮落，所以从3月3日到3月23日支架应力呈现上升趋势。沿工作面倾斜方向从端头开始矿压分布呈现“剧烈下降—平稳—急剧上升—缓慢下降—急剧上升—下降—上升—平稳”趋势。整体上波动较大，且在老顶垮落时规律不那么清晰。分析原因为倾向方向距离较长，顶板经过欲裂以后出现分块垮落的现象，导致同一工作日不同倾向上应力大为不同。对2603工作面倾向上的矿压分析，可以大体上得出倾向上不同的应力分布，为以后探究工作面漏风强度与顶板压力之间的关系提供基础参数。4.2.4顶板冲击性垮落对瓦斯涌出的影响本文将6#监测点、14#监测点检测到的矿压数据与高抽巷抽采瓦斯量、风排瓦斯量放到一个图中发现，矿压与抽采风排瓦斯均呈逐渐增大的关系。如图4-11所示。图4-11矿压与风排、抽排瓦斯量对比图Figure4-11Comparisonofminepressurewithairexhaustandgasextraction根据上图分析可知：由于直接定垮落的原因，矿压在工作面推进14m左右时突然增大，高抽巷纯量在15m后急剧增加，从3.3m3/min增加到12.4m3/min，风排瓦斯量也持续增加，但没有出现像高抽巷瓦斯抽采量一样的激增。总体上来看，风排瓦斯量是呈现持续增上的趋势，没有因为顶板垮落出现回风巷瓦斯超限的现象，这与更加高抽巷负压有关。在工作面推进28m左右时老顶垮落，高抽巷抽采瓦斯量又迎来激增，从15m3/min增加到19.6m3/min，风排瓦斯量则从21.6m3/min增加到30m3/min。工作面从15m推进到30m过程中，风排瓦斯量变为原来的1.6倍，高抽巷瓦斯抽采量变为原来的6倍。由此可见顶板垮落会增加工作面瓦斯涌出量。综上可知，漳村矿26采区在初采期这个阶段，由于顶板上覆岩层没有发生垮落、下沉现象，所以在工作面推进以后采空区内是采落剩下的遗煤及矸石，它们组成了松散的多孔介质，整体没有过多起伏，它们的渗透率很均匀且孔隙压力基本一致。而当发生初次来压时，随着顶板岩层的下沉，对遗煤及矸石做成的多孔介质进行冲击。这种冲击对采空区底部原有的遗煤及矸石造成垂直和水平两个方向上的作用，当由遗煤和矸石组成的多孔介质受到冲击时，其渗透率、孔隙及采空区内流场都会发生变化。这些变化都会对瓦斯治理造成影响，这些变化主要体现在两个方面:一是采空区内由遗煤和矸石组成的多孔介质的渗透率会发生变化，不像初次来压前那般分布均匀；二是由于上覆岩层的挤压导致采空区里遗煤、矸石组成的多孔介质内部孔隙压力的改变。工作面流入采空区的风流形成的流场会发生变化。采空区顶板岩层垮落后采空区内多孔介质被挤压示意图如图3-9所示。在初采期采空区内遗煤及矸石做成的多孔介质没有受到挤压，此时A区域和B区域孔隙率和渗透率是基本一致的；初次来压后采空区上方顶板断裂下沉，采空区内受冲击程度不同，此时B区域受挤压程度远低于A区域，B区域内孔隙率及渗透率远高于A区域。进风巷漏入的风流会更倾向于经过B区域留出。同时由于采空区顶板在采煤工作导致悬空后，悬臂梁会从中间断裂垮落，形成O型圈。所以采空区的前方及后方风流量较大，A区域及靠近A区域的部分B区域风流量很少。图4-12采空区受顶板垮落挤压示意图Figure4-12Schematicdiagramofthegoafbeingsqueezedbytheroofcollapse4.3本章小结（Chaptersummary）本文实测漳村矿2603工作面矿压与瓦斯涌出量得出的数据，建立瓦斯涌出量与矿压关系曲线图，不难看出它们两者之间存在必然联系，通过现场实测得出之下结论：（1）随着采煤工作的进行，直接顶所受应力逐渐上升，并伴有少数岩石碎片的脱落、下沉现象，这些掉落的岩石与遗煤及矸石组成采空区内的多孔介质，它们中聚集着游离态和吸附态的瓦斯；工作面进一步推进，关键层的下沉位移量越来越大、老顶位移明显。当采空区上方顶板塌陷时采空区多孔介质及顶板夹杂煤体内的瓦斯都会喷涌而出，加之顶板的塌陷也会改变漏入采空区的风的流场发生变化，这导致初次来压工作面瓦斯超限问题出现。（2）对待采煤层打钻，测量钻屑量及瓦斯涌出量，发现钻屑量与瓦斯涌出量呈正相关关系，钻屑量在一定程度上表示煤层受压力的大小，根据钻屑量与瓦斯涌出量之间的关系推测出支撑压力越大，瓦斯涌出量会越大。（3）从开切眼开始的采煤工作的进行伴随着煤层上方顶板形成的悬臂梁越来越长，当悬臂梁所受应力大于它自身的承受能力时，就会发生断裂、坍塌。顶板的坍塌就是初次来压，形成的悬臂梁最大长度就是初次来压步距。通过建立液压支架承压监测系统，对所受压力进行收集、整理得出：2603工作面的直接顶在工作面推进15m时出现，初次来压步距为30m。52603工作面初采期瓦斯涌出特征及治理效果实测52603工作面初采期瓦斯涌出特征及治理效果实测5AnalysisonGasEmissionCharacteristicsandControlEffectofInitialStageof2603WorkingFace2603综放面瓦斯治理技术体系如图5-1所示。图5-12603综放面瓦斯治理技术体系Figure5-1Gasmanagementtechnologysystemfor2603fullymechanizedminingface5.1漳村矿概况（OverviewofZhangcunMine）5.1.12603工作面概况2603工作面采用“Y+高抽”型通风方式，2603进风巷为主进风巷、2603运巷为辅进风巷，2603辅运巷为回风巷，高抽巷与运巷水平距离为15m，运巷与辅运巷水平距离为60m。其中2603进风巷长度为1273.4m，工作面长度300m。2603工作面三条巷道的正巷断面为5.4×3.7m（宽×高）矩形，掘进断面面积19.98m2。整体瓦斯含量走势呈现北高南低的趋势。地压、侧压明显。回采工作面区域瓦斯治理措施主要为采前预抽，并在一级瓦斯治理区域回采工作面采取水力造穴增透措施，以实现工作面高效快速抽采，同时计划利用千米钻机定向钻孔技术实现采掘工作面模块化抽采。理论产量为351万吨。根据漳村煤矿瓦斯地质图及瓦斯基础参数测定报告，2603工作面原始瓦斯含量为7.1-11.9m³/t，通过工作面本煤层预抽后实测最大瓦斯含量7.7919m³/t,最大可解吸瓦斯含量5.1523m³/t，残存瓦斯含量为2.6396m³/t；煤的孔隙率4.35%；煤层透气性系数1.6180m2/(MPa2·d)；瓦斯含量分布梯度3.68m³/t/100m；百米钻孔瓦斯流量0.0058m³/(min·hm)及其衰减系数0.176d–1；瓦斯放散初速度19ml/s。2603综放面平面图及高抽巷剖面如图2-1所示。图5-22603综放面平面图及高抽巷剖面图Figure5-22603fullymechanizedcavingfaceplanviewandhighpumpingsection5.1.2通风及抽采概况目前漳村煤矿整个通风系统为混合式通风，采用抽出式风机，一共有6风井用于进风、3个风井用于回风。矿井总回风量为35420m3/min，矿井总进风量为35290m3/min，矿井有效风量率为89.9%，矿井等积孔为13.62m2。表5-1各风井参数表Table5-1Parametersofeachwindwell风井名称主扇型号负压（Pa）排风量（m3/min）供风区域西风井AGF60619505000一水平各采区新风井FBCDZ-10-No38290013580二水平各采区邕子风井AGF606-3.8-2.0-2274017590+480水平各采区漳村矿共有两个压风机房，一个位于新风井地面、一个位于邕子风井地面，供井下作业、压风自救系统用风。新风井共有三台压风机，总压风量为100m3/min，额定压力为0.8MP。邕子风井共有四台压风机，总压风量为160m3/min，额定压力为0.8MP。压风自救系统终端呼吸装置型号为ZYJ型，井下所有采掘地点均布置了呼吸终端系统。漳村矿共有四座瓦斯抽采泵站，两座地面泵站及两座井下临时泵站，具体如下：1、闫村地面瓦斯抽采泵站：安装有4台抽放泵，2用2备，抽放泵型号为SKA-720型，额定抽气量为515m³/min，高负压系统主管路管径为φ720mm，低负压系统主管路管径为φ630mm，主要负责+480m水平及25采区高低负压瓦斯抽采。2、邕子风井地面泵站：目前正在建设中，泵站场地已平整，机电设备正在挂网招标，预计2019年6月份建成投运。泵站建成后，计划安装4台2BEC-100型抽放泵，额定抽采量高负压为980m³/min，低负压为900m³/min，主管路管径为φ920mm。3、26采区抽采泵站：安装有4台抽放泵，2用2备，抽放泵型号为2BEC-52型，额定抽气量为210m³/min，主管路管径为φ426mm，辅助地面泵站低负压系统对2603高抽巷进行抽采。4、井下抽采管路及钻孔情况：目前矿井在用抽采管路总计19543m，主管路的系统主要为φ920mm、φ720mm、φ630mm管径，支管路为φ426mm管径。现抽采钻孔1812个，累计钻孔进尺为19.46万米。5.1.3地质构造工作面开采煤层属于二叠系下统山西组下部的三号煤层，煤层赋存稳定，煤层厚度变化较小，煤层结构较简单。层内含一层夹矸，夹矸连续稳定，厚度变化不大；煤层厚度5.42m-7.63m，平均厚度6.53米，煤层结构：5.18（0.15）1.20，煤层埋深528m-545m。煤层直接顶岩性为泥岩、砂质泥岩，厚度1.25m-5.58m，平均厚度2.49米，灰黑色，块状，质均，性脆，断口平坦；老顶的岩性为细粒砂岩，厚度4.40m-14.5m，平均厚度7.83米，浅灰-灰白色，长石，石英石为主，夹泥质条带；直接底的岩性为砂质泥岩，厚度0.57m-4.01m，平均厚度2.83米，灰黑，块状，性脆，断口平坦。部分底板为灰黑泥岩、粉砂岩；老底岩性为细粒砂岩，厚度1.75m-7.20m，平均厚度5.04米，浅灰色，细粒结构，分选性较好,局部为粉砂岩，夹泥岩条带。5.3.4煤层概况根据煤层底板等高线图分析，2603运巷中部的向斜构造为其主要控制构造，2603运巷整体中间低、两边高，该向斜构造倾伏向NE，其轴部位于2603运巷南距2603运巷口573.5米处，两翼倾角1°-3°；2603运巷北部发育一背斜构造，该背斜构造倾伏向基本为正东，其轴部位于2603运巷南距2603运巷口1149.5米处，两翼倾角1°-3°；另外，2603运巷南部位于一背斜构造西翼，该背斜倾伏向N20°E，两翼倾角2°-3°。5.2工作面瓦斯来源及浓度分布实测分析（AnalysisofGasSourceandConcentrationDistributioninWorkingFace）对2603工作面瓦斯来源的现场实测可以充分了解工作面瓦斯积聚的原因且为解决工作面瓦斯超限提供思路。漳村煤矿所采的3#煤层为单一厚煤层，并且埋藏的深度较大，属于高瓦斯矿井，并且2603工作面倾向较长开采强度大，所在采煤工作中经常出现工作面上隅角瓦斯超限的问题出现，为解决这一问题，2603工作面采用Y型通风方式加高抽巷等一系列瓦斯治理措施综合防治。本文采用单元法ADDINNE.Ref.{03AB9D92-5C31-44E4-B609-45EB1E1B39BD}[53]可以更真实的确定工作面瓦斯来源，并且可以研究工作面瓦斯涌出特征。5.2.1单元法测定工作面瓦斯涌出操作步骤第一步，本文将2603工作面沿倾向方向将其划分为20×3个小单元进行实测；第二步，本文对划分出来的单元的4个断面流入或者流出的风速用风速仪进行测定，并且用卷尺量出4个断面长度，算出断面面积，断面流入或流出风速乘上该断面面积即为该单元的流入或流出断面风量。第三步，用瓦斯浓度检测仪单元进出断面由采空区至煤壁早先选定的测点的瓦斯浓度。第四步，根据流入流出单元的瓦斯、风量是守恒的原理使用平衡方程计算每个单元由采空区漏到单元的风量和瓦斯量及煤壁和采煤遗煤的涌出量。瓦斯平衡和风量平衡的计算示意图如图5-2所示。图5-3单元法测瓦斯源示意图Figure5-3Calculatingdiagramofairandgasbalan（5-1）式中：qgoaf——划分出的测定单元接收从采空区流出的瓦斯总量，m3/min；qface——划分出的测定单元接收的煤壁和采煤遗煤落瓦斯涌出量，m3/min；Qin——流入各单元的风量，m3/min；Qout——流出各单元的风量，m3/min；Q1——划分出的测定单元接收的采空区流入风量，m3/min；c1——划分出的测定单元接收的采空区流出风流所含瓦斯浓度，％；cin——流入各单元风流中的瓦斯浓度，％；cout——流出各单元风流中的瓦斯浓度，％。5.2.2单元法井下实测对2603工作面沿倾向从主进风巷到辅进风巷的空间每隔12设计一个测站进行测量，另外在距采面12米左右两条进风巷及回风巷也设立一个测站，以此计算总的流入和流出工作面的瓦斯量和风量，共设立了23个测站，测站划分布置如图5-4所示。根据液压支架构造的情况，本文将每个测站都划分为三个单元。按照从煤壁到采空区的顺序排列，测站单元断面布置如图5-5所示。划分完成后对各个单元的断面的风量Qin、Qout和瓦斯浓度C1、C2、C3现场测定。图5-4测站布置图Figure5-3Layoutdrawingofobservationstation图5-5工作面测点布置图Figure5-4Measuringlayoutdrawingofworkingface本文根据上一小节实测方法，对漳村矿2603工作面进行了实测，测定数据如表5-1-1所示。表5-22603工作面各测站风流参数实测数据Table5-2 Measureddataofairflowparametersofeachstationin2603face测站测站距胶顺长度m风量m3/min瓦斯浓度%漏风量m3/min采空区涌出量m3/min煤壁落煤涌出量m3/min采空区C1人行道C2煤壁C3平均C1642640.060.060.060.060-224-0.130.6121838980.080.0720.0750.076-156-0.120.2633038440.10.0810.0830.088-103-0.110.7644237890.1150.0930.0890.099-56-0.060.4955437280.130.1120.0910.111-60-0.080.2766636980.1320.1210.110.121-32-0.040.4777836620.1510.1420.1310.141-33-0.060.3489036100.1540.1610.1510.155-53-0.080.37910235620.1850.1670.1710.174-49-0.110.511011435250.1920.1730.190.185-34-0.070.461112634820.20.1810.1930.191-42-0.080.731213834530.240.20.2190.220-21-0.050.511315034910.290.240.2460.259370.130.551416235240.350.260.2650.292360.130.451517435860.390.270.2910.317620.250.191618636410.420.310.3170.349550.241.051719836830.470.3160.3310.3721020.320.751821037120.50.330.340.390530.280.941922237650.4970.30.310.369290.240.152023438260.4860.290.2810.352420.250.49辅进5600.06-4470.610.35主进42670.06回风41500.307高抽5721.27图5-62603工作面倾向瓦斯浓度分布图Figure5-6Gasconcentrationdistributionoftilteddirectionin2603workingface根据漳村矿2603工作面倾向瓦斯浓度分布曲线图本文可以得出：（1）在2603工作面倾向上从进风端至辅风端工作面的瓦斯浓度是逐渐升高的。瓦斯浓度总体呈现先缓慢上升后快速上升的趋势。2603工作面倾向上从0~120m时巷道平均瓦斯浓度从0.06%上升到0.2%左右，瓦斯浓度增加了大约0.14%；2603工作面倾向上从120~204m范围内从主进风端到辅进风段瓦斯浓度从0.2%快速上升到0.4%，增加了2%。2603工作面倾向上从204~240m范围内瓦斯浓度略微降低。（2）工作面瓦斯浓度在0~120m范围内上升缓慢跟风流将瓦斯漏入采空区由极大关系。在前面对工作面进行的单元法实测中发现120m以前工作面风流存在漏入采空区的现象。工作面瓦斯浓度在120~204m范围内由于工作面前端漏入的风流在这里流出，漏入的风流夹杂采空区内瓦斯在这个区段流出，造成这一区段瓦斯浓度上升很快。在204m以后瓦斯浓度降低与辅进风巷新鲜风流及高抽巷通过裂隙产生的负压抽走瓦斯的作用有关。（3）在120m以后，后溜的瓦斯浓度比支架与前溜瓦斯浓度明显高出许多，这是由于后溜靠近采空区，采空区内漏出的风流夹带的瓦斯浓度较高导致的。图5-7采空区漏风量及采空区、煤壁落煤瓦斯涌出量Figure5-7Airleakageingoafandgasemissionquantity根据图中曲线本文可以得出：（1）在工作面倾向上0~120m范围内风流漏入采空区，在0~42m范围内漏入风量较大，且各处漏入风量相差较大，漏风最大值与最小值相差168m3/min；在42~120m范围内漏入采空区的风量较小且每处的漏风量进本相同。此时随着风流漏入采空区，工作面遗煤及煤壁涌出的瓦斯也有一部分会被随风流入采空区；在120~240m范围内，采空区内夹杂较高浓度瓦斯的气流漏出到工作面，且在120~198m，漏入工作面的风量逐步上升,中间有起伏，最多时可达102m3/min；在198~222m范围内，由采空区流入工作面的风量逐渐减小，最低时只有29m3/min，在这个区段漏入工作面风流较少是因为高抽巷的负压通过裂隙抽走了很大一部分采空区内气体；在222~234m，从采空区流入工作面风量再次小幅度升高，最高可达42m3/min。因为辅进风巷会带入新鲜风流，有效解决了上隅角瓦斯积聚问题。（2）漳村矿2603工作面在检修班时采空区流入工作面总的瓦斯含量为0.61m3/min，工煤壁及落煤瓦斯涌出总量为10.35m3/min，采空区流入工作面一分钟的瓦斯总量只占工作面瓦斯总量的5.6%。由此可见倾斜高抽巷加顶板预裂对治理采空区瓦斯漏入工作面具有显著效果。（4）根据实测可知，采空区在工作面倾向174m、186m及198m处漏出的风量为62m3/min、55m3/min及102m3/min；采空区在工作面倾向174m、86m及198m处测点测得采空区瓦斯涌出量为0.25m3/min、0.24m3/min、0.32m3/min。这三个点是根据实测得到的漏风较为严重的点，所以在174m~198m这段距离内采空区会向工作面漏出大量瓦斯。在倾向上220~234m范围内漏风量较小，该区域上方布置有高抽巷以及辅进风巷风流产生的正压，由于其负压作用抽取了220m处采空区内瓦斯和风流，漏出的风量及瓦斯也就小了。结合以往对U型通风的比较，本文可知在220m以后采空区漏风依旧很小与Y型通风中的辅进风巷流入的新鲜风流的稀释有关，并且新鲜风流对采空区形成压力，加上高抽巷的负压，形成一个推力一个拉力，采空区内气体不容易漏入工作面。所以漳村矿2603工作面采用的“Y型+倾斜高抽巷”治理高瓦斯采面效果是很显著的。5.3初采期本煤层瓦斯抽采特征的实测研究（StudyonGasDrainageCharacteristicsofCoalSeaminEarlyMiningPeriod）5.3.1本煤层瓦斯抽采特征对2603工作面煤层进行边采边抽，抽采管路负压均为40mmHg，抽采管径均为426mm，内平壁镀锌加强筋的抽采瓦斯管，在2603工作面面主进风巷、辅进风巷安装CX智能旋进漩涡流量计进行观测，2603综放面初采期瓦斯抽采情况如图5-8所示。图5-82603工作面初采期本煤层瓦斯抽采情况Figure5-8Gasdrainageofworkingseam

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface由图5-8可以看出：（1）随着采煤工作的推进，2603工作面煤层瓦斯抽采总量总体逐渐减小，但减少的幅度不大，中间起伏的波动也不大，瓦斯抽采总量在8.4~11.7m3/min这个范围内起伏，平瓦斯抽采量约为10.05m3/min。（2）在2603工作面推进距离40m以内时，主进风巷瓦斯抽采量为本煤层总抽采量的60.7~68.3%，平均为63.4%；辅回风巷瓦斯抽采量为本煤层总抽采量的31.7~39.3%，平均为63.4%，进风巷和回风巷的瓦斯抽采量基本相同。5.3.2本煤层万米钻孔瓦斯抽采量本文考察一下万米钻孔瓦斯抽采量，这个考量钻孔抽采能力强弱的一个标准。下面就对主进风巷、辅进风巷内顺层钻孔的万米钻孔抽采量进行计算。1）主进风万米钻孔瓦斯抽采量在2019年9月6日～2019年9月30日期间，对主进风巷内的顺层钻孔瓦斯抽采情况进行了考察，根据钻孔瓦斯量和钻孔进尺，计算得万米钻孔瓦斯抽采量见表5-3。表5-3主进风巷万米钻孔瓦斯抽采量Table5-3 100metersdrillinggasextractioninintakeairflowroadway 考察时间进风瓦斯量（m3/min）钻孔总进尺（m）万米钻孔抽采量m3/(min·万米）2019年9月6日7.2913480.792019年9月9日6.7913480.732019年9月12日6.5908160.722019年9月15日6.3902830.702019年9月18日6.5897500.722019年9月21日6.2892170.692019年9月24日6808640.742019年9月27日5.4886810.612019年9月30日5.1881480.58在9月6日～9月30日这将近一个月的初采期内，主进风巷内顺层钻孔总进尺为91348m，初采期间主进风巷的万米钻孔瓦斯抽采量为0.7m3/（min·万米）。2）辅进风万米钻孔瓦斯抽采量在9月6日～9月30日期间，对辅进风巷内的顺层钻孔瓦斯抽采情况进行了考察，根据钻孔瓦斯量和钻孔进尺，计算得万米钻孔瓦斯抽采量见表5-3。表5-4辅进风巷万米钻孔瓦斯抽采量Table5-4 100metersdrillinggasextractioninreturnairway考察时间抽采瓦斯量（m3/min）钻孔总进尺（m）万米钻孔抽采量m3/(min·万米）2019年9月6日4.51018600.442019年9月9日3.11018600.302019年9月12日3.91013280.382019年9月15日3.71007950.372019年9月18日3.51002620.352019年9月21日3.6997290.362019年9月24日3.41313760.262019年9月27日3.3991930.332019年9月30日3.3986600.33在9月6日～9月30日期间，回风巷内顺层钻孔总进尺为101860m，初采期间回风巷的万米钻孔瓦斯抽采量为0.35m3/（min·万米）。综上可以得出，初采期间本煤层万米钻孔瓦斯抽采量平均为0.53m3/（min·万米）。5.3.3本煤层初采期瓦斯抽采率本煤层瓦斯抽采率是衡量钻孔抽采瓦斯效果的主要指标，它是指在一定的抽采时间下，某一范围内钻孔瓦斯抽采量与该范围内煤层瓦斯储量之比。漳村矿2603工作面钻孔为顺层钻孔，从漳村矿2603胶带顺槽及回风顺槽向工作面施工顺层钻孔，钻孔深度为100~136m，钻孔间距为2.5m，为减小工作面初采期间瓦斯涌出量，距切眼300m范围内，补打过钻孔，间距1.25m。漳村矿2603工作面长度为240m，抽采钻孔有效控制范围已覆盖全部回采区域，无空白区。工作面可采走向长度为1706m，宽240m，煤层厚6.15m，煤的密度为1.39t/m3，本文计算初采期钻孔的瓦斯抽采率，：n=240×1706×6.15×1.39=3500097.8t经计算本煤层瓦斯抽采钻孔在9月6日～9月30日的单日平均抽采纯量为9.8m3/min，初采期为本煤层瓦斯抽采总量为：Q抽=9.8×24×24×60=338688m33号煤层原始瓦斯含量为4.49~9.64m3/t，因为2601工作面采煤扰动，原始瓦斯含量有所降低，本文取6.065m3/t，2603工作面煤层总瓦斯量为：Q原=6.065×3500097.8=24728191m3则钻孔的抽采率ŋ为：ŋ=338688/24728191=1.37%由于初采期时间较短，仅计算了本煤层顺层钻孔36天的抽采量，初采期30m的工作面采长与1700.6m的工作面走向长度相差较大，因此本煤层初采期瓦斯抽采率较低为预料之中。并且煤层较厚，钻孔布置数量有限，进、回风巷有些钻孔都没有参与瓦斯抽采，这些对本煤层瓦斯抽采率也都有一定的影响。5.4初采期高抽巷瓦斯抽采特征的实测研究（ExperimentalStudyonGasDrainageCharacteristicsofHighExtractionRoadwayinEarlyMiningStage）根据第三章结论，漳村矿2603工作面在竖直层位20m，距离辅进风巷水平层位15m设置高抽巷。漳村矿2603工作面高抽巷全长1700.6m，高抽巷在最后100m往下倾斜，端头与切眼处钻场打出的上行钻孔相连通。保证在顶板为垮落时高抽巷发挥作用。根据漳村煤矿在2601工作面采用的高抽巷抽采经验，在2603工作面依旧使用已经安装使用的负压泵主要通过顶板走向高抽巷来治理初采期采空区瓦斯。通过地面泵站、井下26泵站1#泵及井下26泵站4#泵进行协调使用。26泵站型号为2BEC-52，额定功率为250kw，负压为5kpa；地面泵站为两台SKA-720型抽采泵，可提供29~39kpa的负压，对2603高抽巷支管提供9kpa负压，出现特殊情况时可提供更多的负压。额定功率为630kw。2603工作面高抽巷在初采期的抽采数据折线图见图5-3-1。图5-9高抽巷瓦斯抽采管路负压与标况纯量及浓度折线图Figure5-5Therelationshipofnegativepressure,

totalgasdrainageandconcentrationforhighgasdrainageroadway从曲线图中本文可以看出：（1）在采煤工作面在采煤推进0~10m范围内，高抽巷至启动井下26泵站1#抽采泵，在工作面推进10m后开启地面泵进行抽采，一天后开启26井下泵站4#同时进行瓦斯抽采。工作面推进0~10m时，抽采负压为5kap，抽采纯量从0增加到0.63m3/min，瓦斯浓度为0.82%；此阶段采空区顶板未垮落，采空区与高抽巷之间裂隙未发育，高抽巷只能通过切眼处钻孔与高抽巷进行连接，抽出风量小，所以此阶段标况纯量及瓦斯浓度均较低。（2）当工作面推进到10~17.5m的过程中，矿井为应付初采期瓦斯涌出异常现象，同时开启井下泵站1#泵和地面泵站进行抽采，负压提高从5kpa提高到14kpa，标况纯量也由0.63m3/min快速增加到12m3/min，浓度提升速度没有纯量增加的快，从0.82%增加到4.3%；分析原因为在工作面推进到15m直接顶垮落，顶板矸石内瓦斯大量涌出，高抽巷与采空区之间裂隙充分发育，形成瓦斯流动通道，加上矿方提高抽采负压，所以此阶段抽采纯量与瓦斯浓度都有所增加。（3）当工作面推进17.5~24m的过程中抽采负压依旧维持在14kpa，瓦斯浓度及标况纯量却降低了很多，这是由于直接顶垮落后释放及采空区被压缩导致的瓦斯含量被大量抽走后，瓦斯抽采进入一个平稳的阶段。标况纯量从12m3/min缓慢上升到14m3/min，浓度则由4.3%降低到5.4%，顶板裂隙充分发育，高抽巷可以从采空区抽采走更多混合气体。（3）当工作面推进24~30m的过程中，2603工作面迎来初期来压，老顶垮落，瓦斯大量涌出，高抽巷与采空区之间形成瓦斯通道，标况纯量从13.8m3/min上升到19.6m3/min，抽采瓦斯浓度从1.4%上升到7.9%。标况纯量与瓦斯浓度在整个初采期均达到峰值。初采期瓦斯问题就是在此刻最为严重，高抽巷通过抽走大量的瓦斯，有效降低了采空区内瓦斯随风流漏入工作面，也降低了上隅角瓦斯浓度。工作面推进到40m以后，初采期彻底结束，高抽巷抽采的瓦斯纯量和瓦斯浓度从峰值逐渐降低进入平稳阶段，平稳阶段瓦斯抽采纯量在2.73%左右，瓦斯浓度在1.17%左右。5.5工作面初采期瓦斯抽采整体特征（TheOverallCharacteristicsofGasExtractioninEarlyStage）漳村矿2603综放面初采期瓦斯抽采的整体特征情况见图5-4-1。图5-102603综放面初采期瓦斯抽采量整体特征Figure5-10Overallofgasdrainage

of2603combinedworkingatthebeginningminingperiod图5-112603综放面初采期瓦斯抽采浓度变化情况Figure5-11Changesofgasdrainageof

2603combinedworkingatthebeginningminingperiod图5-122603综放面初采期后溜、回风流最高瓦斯浓度变化情况Figure5-12Thehighestgasconcentrationforbackward

slidingandreturncurrentof2603combinedworkingatthebeginningminingperiod由图5-10、5-11、5-12可以得出：（1）在工作面推进距离在0~5m时，高抽巷只能通过开采前在切眼布置的钻场通过钻孔与高抽巷连接，抽采混量低，且工作面瓦斯含量低，所以此时抽采瓦斯量低，浓度也不高。33煤层瓦斯抽采较高，一开始瓦斯纯量为11m3/min，浓度为5.5%，但随着采煤工作的进行，3#煤层瓦斯抽采纯量呈缓慢的下降趋势，在初采期结束时降到9.411m3/min。在之后的观察中较为平缓，2603工作面本煤层瓦斯抽采进入平稳阶段。（2）3#煤层抽采瓦斯浓度则在工作面推进0~10m过程中略微上升，分析可能是采煤的扰动使煤层卸压形成裂隙，煤体中吸附瓦斯解析导致。浓度由5.5%上升到6%；当工作面推进到17m时本煤层抽采瓦斯浓度从6%降低到5.6%。此时直接顶垮落，加上高抽巷负压增加，高抽巷抽采瓦斯纯量及瓦斯浓度均进一步增大，抽采瓦斯量从0.43m3/min增加到12m3/min，瓦斯浓度由0.15%上升到4.3%。直接顶垮落会降低煤层支撑压力，煤壁大量释放瓦斯，遗煤及煤壁释放的瓦斯随风流漏入采空区；另一方面垮落的矸石也会释放大量瓦斯，且矸石压缩采空区空间，所以高抽巷抽采瓦斯量及浓度都会上升。直接顶垮落大约发生在工作面推进15m时，但高抽巷抽采瓦斯量增大大约在工作面推进17m，说明瓦斯涌出到被高抽巷抽走具有滞后性。（3）采煤工作面从距离切眼17m处推进到距离切眼24m过程中，高抽巷瓦斯抽采纯量不断降低，因为直接顶垮落出大量涌出的瓦斯被抽走了大部分。抽采瓦斯量从12m3/min升到14.4m3/min，瓦斯浓度从4.3%降低到1.4%。（4）在2603工作面从0m推进40m的整个过程中，高抽巷抽采瓦斯量占总抽采瓦斯量的52.47%，本煤层抽采量占抽采总量的47.53%；单独计算工作面从15m~32.5m过程中瓦斯抽采量，发现高抽巷抽采占总量的58.4%，而本煤层抽采只占41.6%。由此可见在整个初采期本煤层瓦斯抽采与高抽巷瓦斯抽采作用同样重要，但在预防顶板垮落导致瓦斯激增的问题上，显然高抽巷作用很明显，同时顶板预裂的效果制约着高抽巷抽采效果。（4）在工作面从切眼推进到5m过程中，每天开采煤量不高，工作面推进速度不快，所以瓦斯涌出量相对较低，工作面瓦斯浓度维持在0.2%~0.24%，工作面工人安全有保证。回风巷瓦斯浓度为0.2%~0.3%，瓦斯浓度低于后溜机尾瓦斯浓度，因为辅进风巷进入的风流稀释了工作面瓦斯。工作面从5m推进到12m过程中瓦斯浓度由于割煤速度加快导致上升，此时回风流瓦斯浓度超过后溜机尾瓦斯浓度。工作面从12m推进到17.5m时后溜及回风流瓦斯浓度持续增大，直接定垮落导致后溜最高点瓦斯浓度超过回风巷瓦斯浓度。在工作面从17.5m到30m过程中，2603工作面日产量已经达到3000t，此阶段瓦斯浓度持续增高，回风流最高达到0.73%，后溜最高瓦斯浓度最高达到0.55%。老顶垮落直接影响着后溜机尾瓦斯浓度，采空区内瓦斯会随漏出风流进入工作面，所以研究顶板垮落规律对工作面瓦斯治理具有重要意义。在整个初采期内，回风流及工作面未出现瓦斯超限的情况，后溜机尾瓦斯浓度峰值为0.65%，回风巷瓦斯浓度峰值为0.73%。漳村矿2603工作面初采期本煤层顺层平行孔、高抽巷瓦斯综合抽采过程中，本煤层瓦斯抽采量比较稳定，有小幅下降趋势，但总体波动不大，在8.7m3/min~11.7m3/min；本煤层瓦斯浓度刚开始变化不大，中间由于裂隙带瓦斯涌出作用，瓦斯浓度急剧上升和下降，变化较明显。高抽巷在工作面从0m到15m距离内平均瓦斯浓度为0.293%，在从15m推进到30m时平均瓦斯浓度为3.67%。本煤层瓦斯抽采浓度平均为5.85%。可见，在漳村煤业漳村矿2603综放面初采期瓦斯综合抽采过程中，仍然主要以高抽巷和本煤层瓦斯抽采为主。5.6工作面初采期风排瓦斯特征的实测研究（ExperimentalStudyonGasCharacteristicofAirDrainageinInitialMiningStageof2603FullyMechanizedCavingFace）观测期间，巷道风量和巷道瓦斯浓度见表5-5，供风量和风排瓦斯变化情况见图5-9~5-11。表5-5漳村矿2603综放面初采期巷道风量及瓦斯浓度一览表Table5-5 AirflowandGasConcentrationofRoadway

inInitialMiningStageof2603FullyMechanizedTopCoalCavingFace数值名称最小值最大值平均值主进风量（m3/min）辅进风量（m3/min）415056044706704353612回风风量（m3/min）420043954288回风每日最高瓦斯浓度（%）0.210.750.41回风每日平均瓦斯浓度（%）0.20.650.37回风风排瓦斯量（m3/min）5.5326.4716.5图5-13漳村矿2603工作面初采期巷道供风量变化情况Figure5-9Changesofairsupplyvolumeinroadway

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface根据上图两条进风巷对工作面配风量及回风量变化趋势本文可以发现：当采煤工作进行到距离开切眼2.4m时，工作面配风量为4100m3/min，辅进风巷进风量为560m3/min，此时高抽巷只能通过切眼钻场与高抽巷之间的钻孔抽采瓦斯，所以抽走的风量较少。当采煤面推进至14.4m过程中，因为开采煤量上升，割煤速度加快，相应地提高了配风量，工作面主进风巷风量为4189m3/min。当工作面从距离开切眼14.4m推进到距离开切眼34.5m的过程中，工作面进风巷风量在4470m3/min，为防止上隅角瓦斯积聚，辅进风巷也增加了风量。因为初次来压到来，顶板产生垮落，高抽巷与采空区之间形成了大量的瓦斯流通裂隙，加上提高了高抽巷抽采负压，高抽巷较之前具有更强的抽采能力，此阶段回风巷风量为4395m3/min。当工作面推进至34.8m以后，初采期结束，瓦斯大量涌出的时期结束，瓦斯涌出趋于稳定，风量合理调低。工作面总配风量减少至4267m3/min，回风巷风量为4217m3/min，辅进风巷风量为560m3/min。图5-142603工作面初采期巷道风排瓦斯量变化情况Figure5-14Changesofgasemissionofventilation

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface根据上图曲线本文可以发现风排瓦斯量的变化：回风巷排出瓦斯总量在工作面从0m推进到5m的过程中因为割煤速度慢，产量低，所以瓦斯涌出量不高，风排瓦斯量维持在8.2m3/min~9.7m3/min之间波动。开采煤壁从距离开切眼5m推进到距离切眼15m过程中，风排瓦斯量持续增加，产量提高导致落煤及煤壁瓦斯涌出量增加，加上采空区内遗煤也随漏入风流流出是此阶段风排瓦斯量增加的原因。在工作面推进到距离开切眼19.2m出时出现第一个风排瓦斯峰值，峰值为22.85m3/min，工作面15m推进到20m过程中，风排瓦斯量急剧增加。分析原因为直接定垮落导致矸石瓦斯解析，采空区空间压缩，内部瓦斯大量涌到工作面导致。在工作面从20m推进到27.5m过程中，风排瓦斯量出现小幅度的下降，分析原因是直接顶垮落后顶板矸石内瓦斯在此之前基本解析并且涌到工作面，随风流流到回风巷。所以风排瓦斯量在此阶段出现一定的下降。工作面从距离开切眼27.5m推进到距离开切眼30m的过程中，风排瓦斯量急剧增加。初采期结束后，风排瓦斯量开始降低，从28.6m3/min快速跌至13.2m3/min，随后进入平稳阶段，瓦斯量维持在10m3/min~14.8m3/min。初次来压时，2603工作面采空区上方老顶开始断裂、垮落，采空区瓦斯开始涌现到工作面，在30m出现整个初采期回风巷最大瓦斯量，峰值为28.6m3/min。一般此刻容易发生上隅角及回风巷瓦斯超限事故，通过顶板预裂使顶板垮落步距变小，瞬间瓦斯涌出量变小；同时顶板裂隙发育沟通高抽巷与采空区，使瓦斯被高抽巷抽走；利用Y型通风方式辅进风巷流入的新鲜风流稀释了上隅角瓦斯，这就是Y型通风方式相较于U型通风方式的优势，漳村矿3#煤层为不易自燃煤层，因为采空区氧气含量过高导致煤自燃的可能性很低，且高瓦斯含量会抑制煤自燃，所以Y型通风方式可在26采区以后工作面的开采中使用。图5-152603工作面初采期风排瓦斯浓度变化情况Figure5-11Changesofgasemissionconcentrationof

ventilationatthebeginningperiodofminingfor2603workingface由上图中的2603工作面回风巷瓦斯浓度与工作面推进距离折线图分析可知：在2603工作面初采期间，回风巷风排瓦斯量与回风巷瓦斯浓度是正相关关系，工作面从开切眼推进5m过程中，割煤速度慢，产量低导致瓦斯涌出量不大，此阶段回风巷瓦斯浓度也不高，瓦斯浓度平均值与最高值相差不大，维持在0.21%左右；工作面从5m推进到7.5m过程中，割煤速度加快，瓦斯涌出量大，导致回风巷瓦斯浓度剧烈上升；工作面从距离开切眼7.5m开采到距离开切眼17.5m过程内，因为直接顶垮落以及开采速度加快，导致回风巷中瓦斯浓度呈现持续增长趋势，且在距离开切眼17.5m处回风巷风流瓦斯浓度出现第一个峰值，最高位瓦斯浓度0.56%，平均瓦斯浓度为0.5%；割煤工作面从17.5m处推进到20m时，回风流中瓦斯浓度出现小幅度降低，平均瓦斯浓度大约降低了0.07个百分点；煤壁从20m处割到初采期结束，回风巷风流中瓦斯浓度持续升高，并在30m处达到整个初采期最大值，最高瓦斯浓度峰值为0.75%，平均瓦斯浓度峰值为0.65%，瓦斯最高浓度比瓦斯平均浓度大0.1个百分点，说明此刻瓦斯涌出不规律且瓦斯涌出量大，同一个工作日中瓦斯涌出出现忽高忽低的情况，虽然瓦斯涌出规律，但没有违背《煤矿安全规程》中规定的回风巷瓦斯浓度上限，在安全范围内。初采期结束后，回风巷风流中瓦斯浓度逐渐降低，降低到0.24%左右。纵观整个初采期回风巷瓦斯浓度，每日平均瓦斯浓度平均值为0.37%，每日最高瓦斯浓度平均值为0.42%；每日最高瓦斯浓度中的最大值也没有超过1%。说明2603工作面初采期瓦斯治理措施是发挥出了理想的效果。结合Y型通风、开切眼与倾斜高抽巷贯通、顶板预裂、本煤层瓦斯抽采、适当调节风量这些治理措施在2603工作面取得良好效果，可推广到2605及其以后26采区的工作面中。5.6本章小结（TheSummaryofThisChapter）1）第一小节本文利用单元法在2603工作面进行瓦斯实测，可得高抽巷的影响范围在工作面距进风端头212-234m范围内，有大约14m的影响范围。漳村矿2603工作面检修期间除高抽巷外工作面煤壁落煤涌出量为10.35m3/min，采空区涌出量为0.6m3/min。采空区瓦斯涌出量占工作面总瓦斯涌出量的5.5%，且采空区瓦斯涌出主要集中在198m后。2）从本煤层瓦斯抽采效果来看，初采期漳村矿2603综放工作面本煤层瓦斯抽采量比较稳定，先呈现出略微上升趋势，后呈现出略微下降趋势，总体波动不大，瓦斯抽采总量在12.66~16.25m3/min之间，平均为14.12m3/min，特别是在老顶跨落前对初采期的瓦斯治理意义重大，抽出大量本煤层瓦斯，减少了回采过程中的工作面瓦斯涌出量，对防止工作面瓦斯超限和保障工作面安全生产发挥了重要的作用。所以，本煤层瓦斯抽采钻孔的布置是合理的，在后续工作面中可以继续采用漳村矿2603工作面的钻孔布置参数，无需再优化。3）高抽巷从开始抽采瓦斯到工作面推进0~45m之间，管路的抽采负压大部分保持在5~7KPa之间，保持稳定，表明抽采管路密封性比较好。采取打钻孔沟通高抽巷的技术措施使工作面推进到走向同样位置，高抽巷的瓦斯浓度和瓦斯抽采量较未采取该措施时有显著提高，随着工作面继续推进，直接顶跨落，钻孔切孔部分毁坏，失去部分作用，所以同样呈现出下降趋势，但从高抽巷瓦斯浓度和瓦斯抽采量来看，均有数倍的提高，该措施是成功的。4）当工作面推进到6m左右时，开始打开裂隙带钻场带抽，在工作面推进到17.6m之前1#和2#钻场抽采量都比较低，此时因为刚刚开采，采动影响较小，顶板裂隙完全没有发育，瓦斯涌出较少，抽采总量也很稳定且保持在较低水平。在工作面推进到17.6~27.6m之间，1#钻场的抽采量呈现出直线上升，而2#钻场的抽采量出现小幅度下降，但是抽采总量呈现出直线上升趋势，达到最大值3.14m3/min。在工作面推进到27.6~32m之间时，由于顶板已经完全跨落，而此时另一个来压周期中顶板处于悬空状态，裂隙几乎没有，瓦斯没法运移，所以瓦斯抽采量出现急