项目名称:阳泉高瓦斯易自燃煤层高产高效综放面瓦斯综合自理技术研究与应用

申报单位: 阳泉煤业（集团）有限责任公司

主要完成人：李宝玉  王体轩  张福喜  赵石平  张吉林  赵长春  赵青云   任发伍  刘彦斌  王亦农  李伟林  苏保生  张庆恒  武  钢  王正辉

主要完成单位：阳泉煤业（集团）有限责任公司

煤炭科学研究总院重庆分院

专业（学科）分类名称代码：440700

所属国民经济行业：B 类型（采矿业）

项目起止时间：1996年11月-2004年12月

项目简介：该项目属煤矿安全技术领域。通过理论研究、实验室模拟试验研究、和大量现场试验研究，掌握了综放面上覆岩层活动规律和瓦斯运移规律，确定了在综放面上部47-75米范围、岩层离层充分、瓦斯运移水平连通性好，是理想的瓦斯抽放通道布置层位；

采用三维稳定渗流流场数字模型解算综放面采空区风流流动状态和瓦斯浓度分布规律，得出在进入采空区34-70米范围存在紊流和层流混合过度区，为埋管抽放采空区瓦斯提供了理论依据，并通过试验确定了最佳的抽放预留管口位置，使采空区埋管抽放浓度保持在31%；

首次采用并不断完善的中低位后高抽巷治理综放面初采期瓦斯问题，使综放面初采期瓦斯影响生产及安全的问题得到了彻底的解决。

结合上覆岩层活动规律特征，试验成功的在顶板内50-60米位置布置走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，抽出率达到90%以上，抽放量达到100立方米、分钟以上。有效的解决了综放面正常开采期间回风巷风流瓦斯超限问题。

利用“U+I”型通风方式，布置内错尾巷，有效的解决了综放面回风落山角瓦斯频繁超限威胁安全生产问题，使落山角瓦斯浓度保持在0.5%，且通过综放面内错尾巷与自燃发火的弊端。使高瓦斯矿区综放面单产由原来的100吨、年左右突破了300吨、年。

综放工作面瓦斯与自燃发火治理技术，一直是世界级的技术难题，在“九五”期间，国家投入了大量的财力对这些问题进行了重点公关研究。因此，该项目研究成果对于促进煤炭行业技术进步具有非常深远的意义，且具有广阔的推广应用前景。现在该项研究成果的综合技术或单项技术已经在大同、铜川、淮南、晋城等煤业集团公司以及阳泉市周边国营地方煤矿推广应用，均取得了明显的经济和社会效益。

详细技术内容：阳泉矿区位于飞禽走兽老虎机：东部，矿区总面积1105平方公里，地质储量107.3亿吨，煤系地层总厚度180m，含煤15层，煤层倾角一般5～10度，主采煤层为3号、12号、15号煤层，煤质均为变质程度较高的无烟煤。

   阳泉矿区在煤炭行业是有名的高瓦斯矿区，综放工作面瓦斯绝对涌出量达到了35～150m3／min，而且开采15号煤层又有自然发火危险。研究综放面瓦斯治理技术和有效控制煤层自然发火就显的特别的重要。

总体思路：开采15号煤层以前采用分层开采，但因产量低，煤层自然发火严重，后改用综放开采，产量得到了明显的提高。然而，产量增大后综放面初采期瓦斯超限严重，工作面推推停停，一般半个月采完的初采期需要一个半月到两个月才能采完。正常开采时回风流和落山角瓦斯超限频繁，煤层自然发火仍然得不到控制，使得综放开采高产高效的优势难以发挥。当时，煤炭行业正在全面推广阳泉瓦斯治理经验，然而，综放工作面的瓦斯问题尚未得到解决，国内外也没有治理综放面瓦斯和控制自然发火的技术经验，国家也正在进行科技攻关。为此，经过集团公司研究决定，不惜代价一定要攻关研究治理综放工作面的瓦斯、控制自然发火技术。其试验方案和技术路线是对抽放方式和通风方式共同进行配套研究试验的方法，通过对综放工作面的瓦斯涌出来源分析，以及顶板岩石活动规律研究，先改进通风方式，将“U型通风方式改为“U+L”型通风方式，布置外错尾巷、外错尾巷内布置大直径钻孔和倾斜高抽巷，然后将“U+L”型通风方式改为“U+I”型通风方式，布置内错尾巷，顶板布置走向高抽巷。初采期采用中低位高抽巷，抽放方式与通风方式试验的最终目标是将钻孔与倾斜高抽巷反向(抽放瓦斯的流动方向与工作面推进方向相反)抽放原理改为走向高抽巷正向(抽放瓦斯的流动方向与工作面推进方向相同)抽放，合理控制工作面向采空区内部漏风，从而达到既提高瓦斯抽放量，减少风排瓦斯量，降低回风及落山角瓦斯浓度，又有效控制采空区漏风，避免引起自然发火，实现综合治理综放面瓦斯，保障安全生产的目标。

   一、  综放工作面瓦斯涌出规律及瓦斯分布状态的研究

   1、阳泉矿区15号煤层上部1～14号煤层、K4、K3、K2灰岩均含瓦斯，根据煤岩层赋存状态及煤系地层中瓦斯的生、储、盖条件，可分为三个储集层段。

   上储集层段为3号煤及上下邻近层，上部泥岩为盖层，3号煤层瓦斯压力，1．3MPa左右，瓦斯含量18．17m3／t左右，并具有煤与瓦斯突出危险。

   中储集层段以太原组顶部的厚层泥岩为盖层，储集层包括12号煤及上下邻近层K4、K3灰岩，12号煤层瓦斯压力1．1MPa左右，瓦斯含量14．75m3／t左右，该层段距15号煤45m左右，对15号煤综放开采工作面瓦斯涌出影响巨大，为15号煤上邻近层瓦斯涌出密集区，K4、K3灰岩裂隙和溶洞内富舍游离瓦斯，常造成局部瓦斯富集涌出。

    下储集层段以13号煤下部中厚泥岩为盖层，储集层段包括15号煤上下邻近层及K2灰岩。15号煤瓦斯压力0．25Mpa左右；瓦斯含量7．13m3／t左右，K2灰岩未见局部富集瓦斯，16号层大部分缺失，对15号煤开采过程中瓦斯涌出影响甚小。

   2、综放工作面瓦斯涌出主要由本煤层和邻近层瓦斯涌出构成。本煤层瓦斯涌出较小，约占工作面总瓦斯而出量的10％左右，邻近层瓦斯涌出约占90％左右。开采1．5号煤层的综放工作面，当上部12号煤已开采后，邻近层瓦斯得到充分释放，综放面瓦斯涌出主要来自本煤层，瓦斯涌出量一般不超过5m3／min，若上部未开采或已刚开采但生产接替紧张时，上邻近层瓦斯得不到充分释放，综放工作面瓦斯涌出量超过30m3／min以上，最大可达到150m3／min左右。  

    与分层开采的工作面相比，综放工作面开采强度大，扩大了上邻近层瓦斯排放影响范围，加大了瓦斯卸压排放程度；造成局部瓦斯经常超限，靠近回风巷十几架支架放煤9及架间缝隙瓦斯浓度一般在2～5％左右，在瓦斯大量涌出且不采取措施情况下，瓦斯浓度经常超过10％，造成初采期瓦斯涌出量大，工作面推进到25～38m时初采期最大瓦斯涌出量最高为108m3(8204工作面)，工作面在初采期经常因瓦斯超限而停产，工作面推推停停，且1 5号煤又存在自然发火危险(最短自然发火期13天)给工作面安全生产造成极大威胁。

   3、利用三维稳定渗流流场数学模型解算综放工作面流场分布状态结果表明，综放工作面配风800～1000m3／min，从工作面进入采空区34～70m范围内存在紊流与层流混合过渡区，该区为采空区自燃风速带(0．1～0．24m／min)，过渡风速带距工作面的距离与工作面风量有关，风量越大，采空区漏风越大，过度风速区离工作面越远；反之，过渡风速区向工作面移动。在有采空区理管抽放或有外错尾巷时，有部分风量通过采空区流出，过渡风速带的范围扩大，并向采空区深部移动，从工作面进入采空区70m以后，为层流区，气体处于渗流流动状态，瓦斯大量积存，且浓度较高。见图1所示。

   通过三维稳定渗流流场瓦斯浓度分布数学模型解算及实测表明，瓦斯浓度(1．5～25％)条带在工作面采空区走向中轴线上与过度区趋向基本一致。但在进回风侧区别较大，特别是回风侧，条带边界等浓度线(最低抽放浓度25％)距工作面仅34m，条带边界等浓度线(落山角允许瓦斯浓度1．5％)伸向工作面落山角。说明采空区瓦斯在通风漏风动力及瓦斯自身压力作用下涌向采空区低压点落山角，使该条带回风侧部分整体向工作面方向移动。易造成落山角瓦斯超限。实测几个综放面，回风侧进入工作面采空区35m处瓦斯浓度为31％左右，与解算结果基本一致，该研究结果表明采空区理管抽放管口位置应布置在从工作面进入采空区内34m左右，可保证抽放浓度在25％以上。

      

 

图1

4、通过对本煤层煤壁瓦斯涌出、落煤瓦斯涌出、采空区丢煤瓦斯涌出以及运出煤炭残存量的研究，综放工作面的本煤层瓦斯涌出可根据煤层瓦斯含量、运出煤炭瓦斯残存量和工作面产量进行计算，其计算公式为：

Q本=K掘·K围·Td[(i+K丢)W含-W残]／1440m3／min

   式中：Q本-本煤层瓦斯涌出量，m3／min；

   K掘-掘进预排影响系数；

   K围-围岩瓦斯涌出影响系数；

   Td-平均日产量；t；   

   K丢-采空区丢煤系数；

   W含-煤层原始瓦斯含量，m3／t；

   K残-运出煤岩瓦斯残存含量，m3／t；

   通过对邻近煤层瓦斯含量及残存量的测试研究，对K3、K4灰岩瓦斯局部富集涌出的测试研究，以及综放工作面开采期间顶板岩石活动规律的研究表明，邻近层瓦斯涌出量与邻近层瓦斯含量和排放率有关，不同层间距有不同的排放率。上邻近层瓦斯排放率可由下式计算。

    ηi=1-0．0047Hi／M-0．8404Hi／L    (％)

    式中：   ηi-第i邻近层瓦斯排放率，％；

    Hi-第i邻近层距开采层距离．m；

    M-综放面采高．m：

    L-综放工作面采长，m。   

    邻近层瓦斯涌出量的影响因素很多，主要有：

    围岩瓦斯涌出影响，K围=1．15～1．25。

    K3、K4灰岩富集游离瓦斯影响，两层灰岩可按20m3／min计算；

    抽放瓦斯的影响，  K抽=1．15～1．25，按抽放强度取值。

    地质构造的影响，  K地=0．8～1．5，查表取值；

    周围开采条件的影响，  K采=0．9～1．1；

开采解放层的影响，由于12号煤层处于15号煤上部邻近层瓦斯涌出密集区内，12号是否开采对15号煤开采时瓦斯涌出影响巨大，12号开采2～3年后，开采15号煤的综放工作面瓦斯涌出量很小，引入影响系数，K解=0～1；上部已开采2～3年并有层间调压且无煤柱影响取小值，上部末开采取大值。

   邻近层瓦斯涌出量计算可由下式计算；

   Q邻=K围·K抽·K采·K解·K地·（LVMiγiwiηi／1440+Qj）    m3／min；

   式中：    Q邻-邻近层瓦斯总涌出量，m3／min；

   L-工作面采长，m；

   V-工作面推进速度，m／d；

   Mi-i邻近层厚度，m；

   γi-i邻近层容重，t／m3

  Wi-i邻近层瓦斯含量m3／t；

   Ηi-i邻近居瓦斯涌出排放率％；

   Qj-j局部岩层瓦斯富集涌出量，m3／min：

   绽放工作面瓦斯涌出量由本煤层瓦斯和邻近层瓦斯涌出构成：

   Q总=Q本+Q邻。 m3／min；

   二、综放工作面上邻近层瓦斯抽放技术研究  

    1、通过对综放工作面上覆岩层活动规律的研究，综放工作面开采过程中，从岩石破坏角度分析可确定有冒落带(或称垮落带)、裂隙带、弯曲下沉带。冒落带与裂隙带分界明显，最初冒落时，冒落带之间有可见之空间，压实区冒落带岩石排列紊乱无序

且破碎，裂隙带岩石排列有序破坏程度小。

    岩石冒落角度为67°，冒落带以上岩石裂隙发育范围边界角可按67°计算。岩石卸压角大于岩石冒落角为69°～75°，平均72°。有关岩石冒落、裂隙发育范围及卸压角度的研究结果与实际生产抽放瓦斯过程瓦斯涌出与卸压范围计算校核角度一致，对瓦斯抽放具有重要指导意义，为阳泉矿区瓦斯抽放设计重要基础参数。

综放工作面开采过程中，从瓦斯卸压涌出角度确定，顶板岩石存在：①卸压开始期，为工作面前方5m至采空区后方25m范围；②顶板岩石卸压活跃期，为工作面采空区后方25—129m范围；③顶板岩石卸压衰退期，为工作面采空区后方129m压实区。见图2所示。

   

    图2  煤层开采后上部地层卸压及三个阶段

   顶板岩石卸压开始期破坏冒落高度为自底板以上18．5～24m，约2．7～3．5倍米高．裂隙高度自底板以上30．68m。，约4．5倍采高，卸压高度自底板以上36．8m，约5．4倍采高。

   顶板岩石卸压活跃期破坏冒落高度自底板以上34～46．8m，约5～7倍采高，裂隙高度随工作面推进逐渐发育。

   顶板岩石卸压衰退期理论冒落高度为46．8～74．8m约7～11倍采高。

   根据地面打钻，相邻工作面顶板岩层打钻，工作面矿压观测，顶板岩层相似模拟试验研究结果表明，工作面采长120～180m时，开采期间影响上邻近层瓦斯涌出的排放范围为(垂高)91m～130m。

   根据研究认为，顶板岩石冒落高度达到46．8m约7倍采高后，顶板岩石不再破坏，上部岩石是有序排列，由于承压作用是整体下沉趋势，在破坏冒落高度46．8m以上至理论冒落高度(或称充分离层高度)74.8m之间，岩层离层充分，水平通道连通性好，岩石排列有序，破坏性小，是理想的抽放瓦斯通道布置层位。  如果抽放层位太高(超过74．8m)，虽然也处于裂隙带内，抽放浓度高，但离层不充分，水平通道连通性差，抽放截流(瓦斯)   效果差，如果太低，接近或小于46．8m，抽放通道也可保持一定距离，但相对保持时间短，易被破坏与采空区沟通，抽放浓度低，不宜布置永久性抽放通道，可布置临时，陵抽放通道    作为辅助手段配合永久性抽放通道联合抽放。

   因此，瓦斯抽放通道合适的布置层位应超过破坏冒落高度1～1．5倍采高以上，自15号煤顶板以上47～68m，7～10倍采高，该范围内的邻近层为合适的抽放通道布置层位。

   2、根据综放工作面开采瓦斯来源及构成分析，工作面初采阶段瓦斯主要来自15号煤邻近的14号、16号及K2灰岩瓦斯，正常开采时瓦斯主要来自8号、9号、10号、11号、12号、13号K3、K4灰岩瓦斯。

   根据综放工作面瓦斯涌出及来源特点，采用顶板走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，见图3所示，创造了大通道、高抽出率、不间断、大抽放量、均衡抽放的抽放效果，在正

常开采期间瓦斯抽放率为88．91～96．24％，抽放量为21．24～100m3／min，平均抽放量48．49m3／min。

 

        

 

    图3顶板岩石走向高抽巷布置图

   3、在采用外错尾巷布置时，利用钻孔不能解决综放工作面瓦斯涌出量大的问题，采用倾斜高抽巷是解决综放工作面瓦斯的有效途径。见图4所示。

    倾斜高抽巷具有布置灵活，抽故率高的优点，8108工作面共打4个倾斜高抽巷，层位布置合理的1号高抽巷，最大抽放量达70．59m3／min，平均抽放量为35．08m3／min，抽效率平均74.03％。3号高抽巷布置层位低时，最大抽放量40．29m3／min，平均抽放量26．38m3／min，平均抽出率为65．74％，8108工作面共打4个倾斜高抽巷，平均抽放量力31．1m3／min，抽出率77．38％，上邻近层抽出率82％。

   倾斜高抽巷布置间距，是影响综放工作面瓦斯抽放效果的重要参数，合理间距可根据矿压活动规律及实际考察倾斜高抽巷有效抽放距离综合确定，最佳间距为183m。

 

 

 

 

    (a)8108工作面倾斜高抽巷的布置平面图

   1、1号高抽巷  2、1号大直径钻孔  3、2号大直径钻孔

   4、3号高抽巷  5、4号高抽巷    6、5号高抽巷

 

       

    (b)8108工作面倾斜高抽巷的剖面布置

   图4    8108工作面倾斜高抽巷的布置图

4、综放工作面采用大直径钻孔抽放上邻近层瓦斯，见图5所示。瓦斯抽出率为53．68％，抽放流量、抽放浓度较稳定。单孔抽放量最大为31．6m3／min，平均抽放量在21m3／min左右，有效抽放距离100～186m，合理布置参数为91．5～129m左右最为合理。

 

   

 

                  图5    大直径钻孔抽放瓦斯布置示意

   综放工作面采用多种抽放方法解决瓦斯涌出问题，以采用走向高抽巷配合初采期伪斜高抽巷抽放效果最好。抽出率高，通风负担最小，能保证综放工作面回采期间风排瓦斯浓度保持在0．5％以下。

   倾斜高抽巷抽放率较走向高抽巷抽出率要低一些，但由于倾斜高抽巷布置在尾巷中，尾巷还具有排放采空区瓦斯和落山角瓦斯的双重作用，且倾斜高抽巷具有布置灵活，间距可大可小。无煤层自然发火条件时也是解决综放面瓦斯的有效途径。

   大直径钻孔抽放效果及抽出率接近倾斜高抽巷，其优缺点也大致相同，大直径钻孔布置比倾斜高抽巷布置更灵活，且成本较低，经测算约为倾斜或走向高抽巷成本的1／6左右，其优势比倾斜高抽巷要大些。无煤层自然发火条件时也是解决综放面瓦斯的有效途径．由于阳泉矿区15号煤层具有自然发火危险，采用倾斜高抽巷和采用大直径钻孑L拓，放必须布置外错尾巷，外错尾巷造成的采空区漏风方向、钻孔与倾斜高抽巷抽放瓦斯的流动方向与工作面推进方向相反，抽放给控制煤层及采空区自然发火带来困难。因此，从矿井整个安全角度考虑，在提高采区回采率，缓解生产衔接紧张，防止自然发火，有效提高矿井抽出率，解决地面瓦斯利用紧张等方面，采用顶板走向高抽巷配合伪倾斜高抽巷抽放邻近层瓦斯，具有明显的优势。

   三、综放工作面初采期瓦斯治理技术的研究

   1、经过对综放工作面初采期瓦斯涌出情况的考察、分析，得出综放面初采期瓦斯涌出规律，综放工作面初采范围0～40m的时间为初采期。当工作面推进至10m以前，工作一 面瓦斯涌出基本为本煤层瓦斯涌出，涌出量为3～5m3／min；当工作面推进至10～15m时，工作面瓦斯会逐渐增加，工作面瓦斯涌出量为5～9m3／min；当工作面推进至15～20m左右，综放面瓦斯涌出出现第一次高峰，其涌出量为9～28 m3／min，工作面开始出现瓦斯超限情况；当工作面推进至22～28m  左右时，瓦斯涌出出现第二次高峰，其涌出量达到20～37m3／min，当工作面推进至38～40m时，工作面出现第三次高峰，此时高抽巷开始抽出大量邻近层瓦斯，工作面风排瓦斯量逐渐下降为21～17m3／min，此时高抽巷抽放量达到14．38～28 m3／min。

    通过对综放工作面瓦斯涌出规律的分析，并结合矿压观测、打钻测试以及利用相似模拟模型测试研究得出上覆岩石活动规律。综放工作面推进距离10m以前，顶板没有明显活动；推进到14m距离时，出现顶板下沉，最大位移量150mm，此时工作面瓦斯涌出量开始大量增加；工作面推进至17m距离，顶板直接顶第一次垮落。随着顶板岩石的垮落，上覆岩层产生大量裂隙，造成一定范围的卸压带。卸压高度可达垂距13m高的14号煤层(布置在14号煤层中的低位后高抽巷，从工作面推进13．3～16m距离开始抽出瓦斯、)。造成综放工作面瓦斯涌出出现第一次峰值。

    随着工作面的继续推进，顶板岩石离层加剧。推进至25m左右，直接顶第二次垮落，顶板卸压高度达到23～30m的13号煤层(布置在13号煤层中的中位后高抽巷自工作面推进至25m距离时开始抽出瓦斯，造成综放工作面瓦斯涌出出现第二次峰值。

    工作面推进至32m左右时，老顶开始离层并加剧，顶板卸压高度可达45～50m的12号煤层(走向高抽巷末端下倾至12号煤层，自工作面推进至31．5～35m时开始抽出瓦斯)。

工作面推进至39～40m左右时，老顶初次垮落，顶板卸压高度可达60～70m的9号下煤层(布置在9号煤层中的走向高抽巷抽出瓦斯)，造成综放面瓦斯涌出出现第三次高峰。见图6所示。

 

  

 

    图6  综放面初采期顶板卸压高度、推进度与瓦斯涌出关系示意图

   2、综放工作面治理瓦斯的关键是提高抽放效果，走向高抽巷布置在9号下煤层中，距15号煤层60m左右。采用走向高抽巷末端下倾，下倾角度15～16度，下倾垂距10m左右，下倾至12号煤层，终端距15号煤层顶板垂距50m左右、距切巷水平距离7m。走向高抽巷下倾可提前约6m左右抽出瓦斯，有效地缩短了初采期影响生产时间。

    采空区埋管抽放技术，在初采34m范围(25％低浓度边界线)抽放效果不好，抽放浓度较低为8～18％。工作面推进34m后，抽放浓度提高到25～28％，随着工作面的推进瓦斯抽放量逐渐稳定：浓度可达25～35％，抽放量平均12．1m3／min，有效抽放距离可达129m左右，此时工作面采空区逐渐被压实。

    采用中低位后高抽巷抽放技术是治理初采期瓦斯最主要的手段。其布置方式以及与走向高抽巷的平面相对位置，见图7所示。中低位后高抽巷的层位必须位于近距离邻近层瓦斯涌出密集段，并处于垮落带以上裂隙带范围。根据上覆岩层活动规律，低位后高抽巷布置在14号煤层中，距15号煤顶板13～17m，伸入工作面切巷长度应接近且不大于h／tga值(h为低位后高抽距15号煤顶板垂距。a邻近层垮落角，67°)，以免后高抽巷很快因顶板岩石冒落而被破坏，造成与采空区沟通，致使抽放浓度过低。中位后高抽巷布置在13号煤层中，距15号煤层垂距23～31m，伸入工作面切巷长度应大于h／tga(式中h为中位后高抽巷距15号煤顶板垂距，a为垮落角，67°)。由于中低后高抽巷选择参数合理，工艺独特，在综放工作面第一次出现大量瓦斯涌出时即开始抽放，抽放浓度高，平均达到48％～60．7％，抽放量大，高抽巷未起作用前，中低位后高抽巷抽放瓦斯量占总工作面瓦斯涌出量的61％—80％。

  

 

图7  8111综放面走向高抽巷与后高抽巷平面布置图

 

  

(1)最早的中低位后高抽巷布置   (2)改进后中低位后高抽巷布置

   图8    中低位后高抽巷的不置方式与改进布置方式

   治理综放面初采期瓦斯最先布置中位和低位两条高抽巷，需要在回风巷埋一趟管道，并且不能回收，而且管理不好也易被冒落岩石砸坏，后来经过研究分析，改进为一条伪倾斜高抽巷与上部走向高抽巷末段连通，近距离邻近层瓦斯不再利用回风埋管，而通过顶板走向高抽巷抽出。见图8所示。

   综放工作面采用伪倾斜高抽巷抽放后，综放工作面风排瓦斯量减少了60％以上，工作面配风降低53％，回风巷瓦斯浓度降至0．5％以下。初采期影响生产时间由原来的累计86小时下降为零，使综放面初采期瓦斯涌出影响安全生产问题得到了彻底的解决，为高产高效综放面安全生产提供了可靠的技术保障。

   四.直接开采15号的综放工作面瓦斯治理技术的研究与应用

   五矿在直接开采15煤层时，先后采用了大直径钻孔、倾斜高抽巷、走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯的方法，老区各矿在12号煤层未采的条件下，开采15号煤层时，采用了走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯的方法，其抽放效果见表1，由该表可以看出，随着走向高抽巷距15号煤垂距的增大，其工作面瓦斯抽出率及上邻近层瓦斯抽出率、抽放浓度都呈升高趋势。五矿综放面走向高抽巷，布置于距开采煤层顶板以上8．8倍采高的层位，工作面抽放率达90．85％，比一矿81002面走向高抽巷的抽放率，高出15．63个百分点，比三矿竖井80906面高出9．54个百分点；上邻近层瓦斯抽放率达到95．50％，比一矿81002面高出13．40个百分点，比三矿竖井80906面高出1．75个百分点；且抽放量稳定，抽放瓦   斯浓度高，大大减少了上邻近层瓦斯向工作面生产空间的涌出量。根据对综放工作面上覆岩层活动规律的研究，走向高抽巷巷宜布置在开采煤层顶板以上7～10倍采高为宜，五矿的走向高抽巷也，洽好处于该范围内，且抽放效剃晰，为此无论从理论分析，还是实际应用来看，开采15号煤层综放工作面的走向高抽巷，不应低于距开采煤层顶板8倍采高。

   采用走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯的综采放预煤工作面，一旦走向高抽巷抽出瓦斯后，即使采用“U”型通风的工作面，回风风流瓦斯也不会发生瓦斯超限现象．但走向高抽巷毕竟不可能百分之百抽出上邻近层全部瓦斯，所以仍有一部分上邻层瓦斯、采空区浮煤释放出的瓦斯，从工作面的高负压区-回风落山角涌出，由于瓦斯来源源源不断，往往造成回风落山角瓦斯超限，给工作面安全生产带来很大隐患。但自工作面通风方式改为“U+I”型后，由于内错尾巷无论在层位上、还是在伸入工作面采空区的位置上，易于控制上邻近层、采空区浮煤涌出的瓦斯。由前面对一矿北丈八井81002面治理瓦斯的研究可以看出，由于走向高抽巷层位较低，上邻近瓦斯抽出率仅有75．22％，造成工作面风排瓦斯量高达11．10m3／min，其中尾巷排放6．75m3／min，占风排总量的60．81％(见表2)，大大缓解了回风巷风排瓦斯的压力，同时也解决了回风落山角瓦斯超限的隐患．由于谊面产量较高，回风巷朋>瓦斯量仍高达4．35m’／min，占风排总量的39．19％，但其中本煤层瓦斯量占到86．12％(见表3)，也就是说最多占风排瓦斯13．79％的瓦斯量由回风落山角涌出，因此发生超限的可能也就非常小，除非尾巷书F放瓦斯处于不正常状态。

   不同层位走向高抽巷巷抽放效果表    表1

矿别	工作 面号 编	煤层厚度(m)	走向高抽 距15号煤 顶板(m)	垂高为煤 厚的倍数   (倍)	瓦斯涌出总量 (m3／min)	抽放量 (m3／min)	抽放率％	上邻近层 瓦斯抽放率％	抽放瓦 斯浓度    ％
一 矿	81002	7．09	43．81	6．1	44．80	33．70．	75．22	82．10	23-60
三 矿	80906	6．0	40-52	6．7-8．7	21．03	17	81．31	93．75	30-74
五 矿	9个  工作面	6．8	60	8．8	48．55	44．11	90．85	95．50	60-90

 

不同通风方式综放面回风落山角瓦斯状况表    表2

矿  别	工作面   编  号	通风方式	风排瓦斯m3／min		合  计 m3／min	尾  巷 排放率％	回风落山角 瓦斯辅助措施
			回风	尾巷
三  矿	80906	U	3．93		3．93		用外部局扇  送风稀释
五  矿	9个面平均	U	4．44		4．44		同上
一  矿	81002	U+I	4．35	6．75	11．10	60．81	不超限

 

综放面回风排放瓦斯来源分析表    表3

矿  别	工作面     编  号	回风风排瓦斯量     m3／min	本煤层		上邻近层
			瓦斯量	百分比％	瓦斯量m3／min	百分比％
三  矿	80906	3．93	2．79	70．99	1．14	29．01
五  矿	9个工作面平均	4．44	2．36	53．15	2．08	46．85
一  矿	81002	4．35	3．75	86．21	0．6	13．79

    从一矿81002、三矿80906、五矿各综放面回风巷排放瓦斯状况来看，由前面的研究得知，(见表3)：采用“U”型通风的工作面，在它们的回风巷风排瓦斯量中，本煤层瓦斯量占53．15～70．99％，而上邻层瓦斯占29．01～46．85％，比采用“U+I”型通风的81002面的13．79％分别高出15．22～33．06个百分点，也就是说“U”型通风的回凤：书F放瓦斯量中，其中有占风排总量29．09～46．85％的部分上邻近层瓦斯要由回风落山角排出，这也就是造成回风落山角瓦斯超限的原因，为此不得不采取外部局扇送风稀释回风落山角瓦斯解决其瓦斯超限的问题。

    因此可以看出，采用“U+1”型的通风方式，解决了综放面落山角瓦斯超限的问题，这也是“U”型通风方式无法达到的，这也比“U+L”型通风方式优越。

    综放工作面采用“U”型通风方式不安全，易造成回风落山角瓦斯超限，采用“U十L”型通风方式又易引起煤层自燃发火，采用“U+I”型(布置内错尾巷)的通风方式既能解决回风落山角瓦斯超限问题，同时也可避免外错尾巷易引发煤层自然发火的问题，为综采放顶煤采煤工艺在高瓦斯易燃煤层的恶劣条件下创造良好的安全环境，充分发挥高产高效的作用。

五、综放工作面内错尾巷与自然发火相关关系的研究

   1.根据自然发火“三带”数学模型解算和现场考察结果，得出了采空区三带分布范围“U+I”型比U型前移了约20m，大幅缩小了氧化带范围，减少了氧化时间，证明了综放工作面“U+I”型通风系统从根本上消除了“U+L”型通风系统易引起采空区自然发火的弊端。

   根据工作面中部和落山角埋管检测温度和氧气浓度对采空区三带的考察结果，工作面在平均推进速度为2m／d，供风量为1080m3／min的情况下，综放工作面采空区三带分布范围为：①进风巷和工作面中部：散热带宽度为25m，氧化带为25m～110m，大于110m为窒息带。②回风巷侧：散热带宽度为24～27m，氧化带为27m～110m，大于110m为窒息带。

   对比一矿81004工作面和三矿80606工作面自燃“三带”考察结果，在81064工作面比806061作面采长增大0．65倍、风量增加2．6倍的情况下，采空区三带范围仍前移了约20m。说明“U+I””型通风系统与“U”型通风系统相比，缩小了氧化带范围，可以   较好地预防煤层自然发火。

    2、综放工作面内错尾巷与回风巷之间的煤柱大于15m时，可有效地避免内错尾巷与回风巷在工作面超前压力作用下连通的问题，从而消除了煤柱缓慢氧化对工作面自然发火带来的不利影响。

   3、根据对综放工作而煤自燃环境的综合分析，得出“U+I”型通风系统综放工作面采空区自然发火“三带”数学模型。

    4、自然发火的标志性气体主要是C0。通过自然发火标志气体与温度对应关系研究得出：阳泉一矿自然发火标志气体应以C0为主。阳煤一矿81004工作煤样升温氧化实验数据分析，作为预报自然发火的标志气体，首先应选择C0，其最低检出温度低。在矿井正常条件下，当温度达到160℃～190℃左右，C0发生量已相当高，极易检测。C2H6和C3H8等烯烃气体可以作为激烈氧化阶段的标志气体，但其产出率相当低，到350℃才明显增高。

   这时煤已经到着火状态。井下由于风流稀释，难以检测，起不到预报作用；所以不推荐以C2H6和C3H8等烯烃气体作为发火标志性气体。在条件许可的情况下，采用以C0为主，结合其它烯烃烷烧气体进行火灾预测做报的方法，可以有效指导自然发火防治工作．

    5、走向高抽巷的瓦斯抽放机理为正向(与工作面推进方向一致)抽放，且主要抽放邻近层及围岩内的解吸瓦斯，对采空区“三带”的范围不构成影响，解决了反向(与工作面推进方向相反)抽放可能引起综放工作面采空区自然发火的问题。

   六、综放工作面瓦斯治理技术经济效益分析

   根据试验研究以及阳煤集团各矿实际情况，现阳煤集团综放工作面瓦斯综合治理技术存在多种方式；

    (1)采用U型通风方式，布置顶板走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，配合中低位后高抽巷抽放初采期近Z巨离邻近层瓦斯，回风巷敷设226mm或380mm瓦斯管抽放采空区瓦斯，降低落山角瓦斯浓度。

   (2)采用U+1型通风方式，布置顶板走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，利用内错尾巷排放采空区及落山角瓦斯。

   (3)采用U+L型通风方式，布置顶板倾斜高抽巷抽放上邻近层瓦斯，利用外错尾巷排放采空区瓦斯，降低落山角瓦斯浓度。

   (4)采用U+L型通风方式，布置大直径(伞200mm)顶板穿层钻孔抽放上邻近层瓦斯，利用外错尾巷排放采空区瓦斯，降低落山角瓦斯浓度。

   (5)15号煤层上部12号煤已开采，采用“U”型通风方式，通过上层废旧巷道抽放上邻近层瓦斯，利用层间压差排放采空区瓦斯。利用移动泵抽放采空区及落山角瓦斯。

   (6)12号煤已开采，采用U+I型通风，通过上层旧巷利用层间调压抽排上近邻层瓦斯，利用内错尾巷抽排采空区及落山角瓦斯。

   以上列举了综放工作面瓦斯治理的6种常用方式，无论哪种方式，最终目的是解决综放面瓦斯涌出问题，提高抽放量，降低工作面风排瓦斯浓度和落山角瓦斯浓度，保障工作面安全生产。从表4中可以看出，采用顶板走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，其瓦斯抽出率比采用倾斜高抽巷、大直径钻孔和其他方法都要高，其通风负担也要比其他方法低。

   综放工作面瓦斯抽出率的高低，对工作面通风安全十分重要：工作面瓦斯抽出率高、风排瓦斯量小，通风负担小，安全状况及气候条件优越；工作面瓦斯抽出率低，风排瓦斯量大，通风量只能根据瓦斯涌出量大小调整，通风负担大，安全状况及气候条件差。

1、治理效果分析

   综放工作面采用不同抽放方法的抽放效果    表4

工作面  编  号	抽放方法	回风风量 m3／min	回风瓦斯量 m3／min	尾巷风量 m3／min	尾巷瓦斯量 m3／min	抽放量 m3／min	抽出率    ％
8114	走向高抽巷	955	3．73			53．13	93．44
8111	走向高抽巷	890	3．49			41．63	92．26
8108	倾斜高抽巷	665	2．65	795	9．38	35．08	77．32
8008	大直径钻孔	682	2．68	587	16．63	21.01	53．68

     综合评价各种治理技术的可靠程度是合理选择综放面瓦斯治理技术的关键，从表5分析可以得出如下结论：

   “U+1”型通风和走向高抽巷配合伪倾斜抽放瓦斯治理技术是综放工作面瓦斯治理的首选技术，其次是U型通风和走向高抽、中低位后高抽巷抽放瓦斯治理技术，以及“U十I”型通风和层间正向调压排放瓦斯治理技术。

 2、经济效益分析

 经济效益分析比较应按4目同条件，假定综放工作面走向长度均按1000m考虑，倾斜高抽巷布置间距为200m，大直径钻孔间距为100m。外错尾巷与回风巷贯通的横贯间距为80m。开采时间1年。根据统计资料和功能分析，走向高抽巷无复用性，为一次性费用；采空区埋管抽放用瓦斯管，埋入采空区后不能复用；外错尾巷瓦斯管大部分可复用，约有35％的瓦斯管被破坏或压死；局扇外部送风用600mm普通风筒，约20％被损坏、不可复

综放面瓦斯治理形式及其可靠性对比表    

表5

序 号	治  理  形  式		瓦斯治理       效    果		对工作面的     自燃影响		管理难易  程    度		系统可  靠程度     R
			评价	R1	评价	R2	评价	R3
1	U型通风、走向高抽、后高抽		好	0．9	中等	0．75	中等	0．75	0．92
2	U+I型通风、走向高抽，伪斜高抽		好	0．9	无	0．9	简单	0．9	0．98
3	U+L型通风、倾斜高抽		较好	0．75	严重	0．5	复杂	0．5	0．69
4	U+L型通风、大钻孔		较好	0．75	严重	0．5	复杂	0．5	0．69
5	U型通风移动泵站层间调压	正向   调压	一般	0．5	中等	0．75	中等	0．75	0．84
		反向 调压	一般	0.5	严重	0．5	复 杂	0．5	0．63
6	U+I型通风         层间调压	正向   调压	较好	0．75	中等	0．75	中等	0．75	0．89
		反向   调压	较好	0．75	严重	0．5	复杂	0．5	0.69

    瓦斯综合治理技术的全面推广应用，既取决于技术本身的水平及其可靠性、适应性，又要取决于或者说最终的衡量标准是经济效益的好坏，如果我们把各种瓦斯治理技术的成本作为投入，把技术的可靠性和综放面煤炭销售收入作为产出或者说综合经济效益，别各种治理技术的投入产出情况见附表6。

      各种治理技术投入产出分析表        表6

0	治理技术	投  入   (万元)	可靠   程度	实际最高 年产量 (万吨)	吨煤完全 生产成本 (元／吨)	吨煤售价   (元／吨)	投  入   产出比
1	U型通风、走向 高抽、后高抽	186．15	0．92	125	105．58	129．15	14．56
2	U+I型通风、走向   高抽、伪斜高抽	162．8	0．98	286	105．58	129．15	40．58
3	U+L型通风、倾斜     高抽	243．82	0．69	110	105．58	129．15	7．30
4	U+L型通风、大直径钻孔	225．28	0．69	90	105．58	129．15	6．5
5	U型通风、层间正向 调压、移动泵	110．79	0．84	116	105．58	129．15	20．72
6	U+I型通风、层间正向调压	92．63	0．89	135	105．58	129．15	30．57

   

                 实际最高年产量X(吨煤售价—吨煤成本)

 备注：1、投入产出比：一一一一一一一一X可靠性系数

         投入×工作面个数

         2、吨煤完全成本和售价为阳煤集团2001年6月份实际数

   投入产出的简单分析结果表明：应首选“U+I”型通风和走向高抽巷、伪斜高抽巷瓦斯治理技术。

 七、结论

1、通过理论研究、实验室模拟试验、和大量现场试验有，掌握了综放面上覆岩层活动规律和瓦斯运移规律，确定了在综放面上部47～75米范围，岩层离层充分，瓦斯运移水平连通性好，布置走向高抽巷抽放效果特别明显，是走向高抽巷合理布置层位。

   2、首次采用三维稳定渗流流场数学模型结算综放面采空区风流流动状态和瓦斯浓度分布规律，得出在进入采空区34～70米范围存在紊流和层流混合过度区，为采空区埋管抽放采空区瓦斯提供了理论依据，并通过试验确定了最佳的抽放预留管口位置，使采空区埋管抽放浓度保持在31％左右。

   3、首次试验和采用中低位后高抽巷以及伪倾斜高抽巷抽放技术治理综放面初采期瓦斯问题，使综放面初采期影响生产及安全的瓦斯超限问题得到了彻底的解决，其核心技术为高抽巷的布置方式和布置层位。

   4、结合上覆岩层活动规律特征，首次研究试验成功了在顶板内5卜60米位置布置走向高抽巷抽放上邻近层瓦斯，抽出率达到90％以上，抽放量达到100立方米／分钟以上。

   有效的解决了综放面正常开采期间回风巷风流瓦斯超限问题。走向高抽巷的瓦斯抽放机理为正向抽放，且主要抽放上邻近层和围岩内的解吸瓦斯，对采空区“三带”的范围不构成   影响，解决了反向抽放可能引起综放面采空区自然发火问题。

   5、首次利用“U+I”型通风方式，布置内错尾巷，有效的解决了综放面回风落山角瓦斯频繁超限威胁安全生产问题，且通过综放面内错尾与自然发火相关关系的研究与试验，证明综放面“U+I”通风系统从根本上消除了“U+L”型布置外错尾巷的通风系统易引发采空区自然发火的弊端。与“U”型通风相比，“三带”分布范围前移了20m，大幅度缩小了氧化带范围，减少了氧化时间，“U+I”型通风系统本身就是预防采空区自然发火的有效措施之一。

   6、通过对综放工作面的瓦斯涌出来源分析，以及顶板岩石活动规律研究，通过对通风方式和抽放方式的一步一步的探索研究，通风方式确定为“U+I”型通风方式，工作面布置内错尾巷排放采空区和落山角瓦斯，采用走向高抽巷抽放邻近层瓦斯．将钻孔与倾斜高抽巷反向(抽放瓦斯的流动方向与工作面推进方向相反)抽放原理改为走向高抽巷正向(抽放瓦斯的流动方向与工作面推进方向相同)抽放，控制工作面向采空区内部漏风，从而达到既提高瓦斯抽放量，减少风排瓦斯量，降低回风及落山角瓦斯浓度，又有效控制采空区漏风，避免引起自然发火，实现综合治理综放面瓦斯，保障安全生产的目标。

   7、高瓦斯易自燃煤层高产高效综采放预煤工作面瓦斯治理技术的应用成果表明，阳煤集团已从根本上解决了综放工作面瓦斯的世界性难题，并有效的控制了煤层自然发火。

在阳泉矿区特大瓦斯的条件下，综放工作面由原来的100吨／年左右，突破了年产300万吨的水平，创造了阳煤集团综放开采以来的历史记录，使综放开采工艺在高瓦斯易自燃煤层实现了高产高效的技术优势，创造了巨大的经济和社会效益，具有广阔的推广应用前景。

发现、发明及创新点：1、通过理论研究、实验室模拟试验和大量现场试验，掌握了综放面上覆岩层活动规律和瓦斯运移规律，确定了在综放面上部47—75米范围内岩层离层充分，瓦斯运移水平连通性好，布置走向高抽巷抽放效果特别明显，是走向高抽巷合理布置层位；

    2．首次采用三维稳定流流场数学模型解算综放面采空区风流流动状态和瓦斯浓度分布规律，得出在进入采空区34—70米范围存在紊流和层流混合过度区，为采空区埋管抽放放采空区瓦斯提供了理论依据，并通过试验确定了最佳的抽放预留管口位置，使采空区埋管抽放浓度保持在31%左右；为采空区埋管抽放高浓度的瓦斯提供了依据。

    3．首次试验和采用中低位后高抽巷、伪倾斜高抽巷抽放技术治理综放面初采期瓦斯问题，使综放面初采期影响生产及安全的瓦斯问题得到了彻底解决，其核心技术为高抽巷的布置方式和布置层位；

    4．结合上覆岩层活动规律特征，首次研究试验成功了在顶板内50米位置布置走向高抽巷抽放邻近层瓦斯，抽出率达到90％以上，抽放量达到100立方米/分钟以上。有效地解决了综放面正常开采期间回风流瓦斯超限问题。走向高抽巷的瓦斯抽放机理为正向抽放，且主要抽放上邻近层和围岩内的解吸瓦斯，对采空区“三带”的范围不构成影响，解决了反向抽放可能引起综放面采空区自然发火问题；

5．首次利用“U+I”型通风方式，布置内错尾巷有效地解决了综放面回风落山角瓦斯频繁超限威胁安全生产问题，且通过综放面内错尾巷与自然发火相关关系的研究试验，证明综放面“U+I”通风系统从根本上消除了“U+L”型布置外错尾巷的通风系统易引发采空区自然发火的弊端。与“U”型通风相比，“三带”分布范围前移了约20米，大幅度缩小了氧化带范围，减少了氧化时间，“U+I”型通风系统本身就是预防采宛若区自然发火的有效措施之一。

应用情况：该项目研究成果，解决了阳泉矿区高瓦斯易燃煤层（15号煤）综放开采的瓦斯和自燃发火技术难题，项目技术水平先进合理，安全可靠，适用于同类条件的综放开采技术，该研究项目科大幅度降低瓦斯事故，保障安全生产，具有较高的推广应用价值。

在集团公司每年推广11个工作面，有力的保证了综放工作安全生产，从根本上解决了综放面的瓦斯和煤层自燃发火问题，使综放面的产量得到了大幅度的增加。

该项研究成果的综合技术或单项技术已在大同、韩城、淮南、峰峰等集团公司以及阳泉市周边地方煤矿大面积推广应用社会效益特别明显。

经济效益：该项研究成果综合技术或单项技术，已经在占国内煤炭产量一般的产煤大省如陕西、安徽、河北、山溪等省推广应用，大同煤矿推广后创创产值104000万元，峰峰集团推广后创产值3549.78万元，淮南矿业集团推广后创产值16427万元，累计共创产值约50多亿元，取得了明显的经济效益。

社会效益：该项研究成果成功的攻克了综放开采国内外公认的四大难题中的瓦斯和自然发火问题。该项目的研究试验成功与应用，不仅对阳煤集团瓦斯治理、井下自然发火、安全生产和综放工作面高产高效具有重要意义，而且对全国同类煤炭企业具有重要意义，同时对促进整个煤炭系统的技术进步和安全生产有着不可替代的作用。该项技术已在全国煤炭系统广泛应用，特别是大同、淮南、晋城、峰峰、韩城等大型煤炭企业推广应用，均取得了重大经济效益和社会效益。

奖励情况：2006年2月该项目荣获中华人民共和国国务院“国家科技进步奖”二等奖；2004年2月荣获飞禽走兽老虎机：科技进步评委会“飞禽走兽老虎机：科技进步奖”一等奖；

2003年3月荣获煤炭工业技术委员会“2002年度煤炭工业十大科学技术成果”。

 

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