随着开元公司9^#煤掘进向二水平的延深，掘进工作面瓦斯涌出量也逐渐增大，9404进风顺槽掘进工作面是二水平第一个煤巷掘进工作面，在掘进过程中，瓦斯传感器频繁超限报警断电。为使掘进工作安全顺利进行，我们经过多次现场调查后，采用加大掘进工作面风量和掘进本煤层抽放相结合的方法，保证该面安全顺利完成掘进任务1064米，并为以后掘进工作面处理瓦斯提供了经验。

1. 工作面概况

   1、工作面位置：

   9404工作面位于二阶段9^#煤轨、皮、回大巷和15^#煤胶带大巷以西，西靠放马沟村预留煤柱，南为9405设计面，北部西侧为放马沟村预留煤柱，东侧为未设计面。

   2、赋存情况：

   该面煤层赋存稳定，结构复杂，据H3、P36号钻孔资料，东部发育有三层夹石，西部逐渐变为两层夹石，煤层总厚3.95—4.5m、平均4.23m，呈东薄西厚变化。

   3、地质构造及工作面顶底板情况：

   该掘进面地质构造整体形态为西低北东高，以宽缓褶曲构造为主，局部呈波状起伏，倾角在3—10°之间，断裂构造不发育，对瓦斯抽放影响不大。

   该面直接顶为细砂岩，厚度为0.95m。老顶为粉砂岩，厚度为8.62m。直接底为砂质泥岩，厚度为1.38m。老底为砂质砂岩，厚度为5.93m。

   二、掘进工作面瓦斯涌出情况及对策：

   1、掘进工作面施工组织情况：9404进风顺槽采用矩形断面施工，掘进长度为1064米，巷道断面规格为荒宽4.4米，荒高2.8米，荒断面为12.32㎡。该工作面采用放炮落煤、人工铁锹装煤，40型刮板机配合SPJ—800皮带运输机运煤的掘进方式。采用锚杆、锚索、金属网联合支护。顶帮锚杆呈矩形布置。托顶煤掘进时,采用锚索、金属网、M型钢带联合支护,顶板支护使用ф15.24的7股低松弛钢绞线。

   2、掘进工作面局部通风情况：每个独立通风的掘进工作面实际需要的风量，应按瓦斯或二氧化碳等有害气体涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须采取其中最大值。

   按瓦斯涌出量计算：

       Ｑ_掘面＝100×q_掘×Ｋ_掘通

           ＝100×2×1.6

           ＝ 320m³／min

       式中：q_掘——掘进工作面的CH₄绝对涌出量,2.0 m³／min；

             Ｋ_掘通 ——掘进工作面CH₄涌出不均衡的风量系数，取1.6。

   按炸药量计算

   Ｑ_掘＝25×A m³／min

      ＝25×14.4 m³／min

      ＝360 m³／min

   式中：A ——掘进工作面一次爆破的最大炸药量, 14.4kg；

         25——每kg炸药需供给的风量，m³／min；

   按人数计算：

   Ｑ_掘＝4×Ｎ m³／min

   ＝4×34 m³／min

   ＝ 136 m³／min

   式中：Ｎ——掘进工作面同时工作的最多人数 ，34人；

                 4—— 每人供给的最小风量，m³／min。

按局部通风机实际吸风量计算

Ｑ_掘=∑Q_局＋9× S 

=320＋15×12 m³／min

= 500m³／min；

式中：Q_掘 ——掘进工作面全负压供风量, m³／min；

∑Q_局 —同时为该工作面供风的各局部通风机的实际吸风量之和，320 m³／min（该工作面使用一台2×30kw风机供风）

S ——局部通风机安装地点到回风口间的巷道断面积，12m²；

15——局部通风机安装地点到掘进工作面回风口间的风速 15m／min；

根据以上计算该工作面的配风量为500 m³／min。

按风速进行验算

Ｑ_掘≥V₁S m³／min 

400m³／min≥15× 12m³／min = 180 m³／min

Ｑ_掘≤V₂S m³／min

400m³／min≤  240×15m³／min= 3600m³／min

式中：Q_掘 ——掘进工作面的风量, 500  m³／min；

      V₁ ——最低允许风速，本工作面为 15m／min；

V₂——最高允许风速，本工作面为 240 m／min ；

S ——掘进工作面的净断面积，12m³；

根据以上验算该工作面配风量500 m³／min符合风速规定。如在掘进过程中发现瓦斯涌出量，及时更换局扇，调节风量。

对照局扇技术特征，给掘进工作面配备一台FBSN06.3/30×2型“双风机双电源”，采用压入式通风。使用ф800mm柔性胶布风筒导风。

局扇主要技术特征见下表

3、掘进工作面瓦斯涌出情况及采取的对策。

当掘进工作面掘进距离为350米时，工作面瓦斯涌出量增大，瓦斯超限频繁，严重影响生产，当时瓦斯调查情况为：正常送风情况下（煤头风量为230m³/min）：煤头瓦斯浓度为0.3%，从煤头往外到盲洞口瓦斯浓度呈递增趋势，即煤头往外100m范围内瓦斯浓度为0.3%—0.5%；100—200m范围内瓦斯浓度为0.5%—0.7%；200m到盲洞口瓦斯浓度为0.7%—0.96%，瓦斯涌出量为3.0—4.0m³/min。

放炮后煤头瓦斯浓度为1.0%—1.3%，盲洞口瓦斯浓度为1.2%—1.5%，且瓦斯超限时间可达两小时左右，瓦斯涌出量为5—6.3m³/min。

鉴于以上情况，我们采用了更换大功率局扇，把一台FBSN06.3/30×2型“双风机双电源”换为FBSN07.5/45×2型“双风机双电源”，煤头风量达到400m³/min，有效降低了瓦斯浓度，使工作面能够安全顺利生产。

当工作面掘至580米时，煤头风量降为260m³/min，而掘进工作面瓦斯涌出增大至4m³/min，炮后瓦斯可达6m³/min，瓦斯再次频繁超限，制约掘进工作面安全生产，针对这一现象，我们采取双局扇向一个掘进面供风，即一台FBSNo.7.5/45×2型局扇和一台FBSNo.6.3/30×2型局扇联合运行，供风量最大可达650m³/min，以解决瓦斯超限问题。

当工作面掘进至760米时，煤头风量降至230m³/min，两局扇吸风量为490m³/min，而工作面瓦斯量经过调查为5m³/min，鉴于该工作面以上通风瓦斯现状，而受生产衔接、矿井风量和主扇能力等客观因素的限制，无法采用增加风量的方法解决瓦斯超限问题。

为此，我们对煤层爆破松动圈的分布情况及煤层孔隙发育情况进行了分析，（爆破松动裂隙圈）该掘进面巷道四周在掘进放炮后卸压形成松动圈，打破了瓦斯原始压力平衡状态，由吸附状态部分解吸，变为游离状态，释放到巷道中，直到巷道掘进到120米左右时，方可找到一个临时平衡，但随着时间推移，松动圈以外的原来保持平衡的瓦斯也逐渐与松动圈内临时平衡的瓦斯进行重新平衡，使瓦斯涌出量在掘进工作面随距离的增加而增加，但当工作面超过860米时，揭露时间长达7-8个月时，基本可视为巷帮瓦斯已经达到一个完全的平衡。

根据以上分析，我们决定在掘进工作面采用本煤层瓦斯抽放的方法解决工作面瓦斯超限问题，即在该掘进面内每100米，在巷道两帮各布置一个钻场，钻场深5m，宽4m，高3m，第一个钻场布置在距联巷往里50m处，其他钻场均间隔100m，沿巷道两帮对称布置，每个钻场前后各布置两个水平长度为40m、孔径Φ73mm的钻孔。设计原则，所有钻孔均平行于巷道沿煤层倾角钻进，低孔距底板1m，距巷帮2.5m，高孔距底板2m，距巷帮3.5m。利用4寸钢管联网，建立临时抽放系统，用移动泵将瓦斯抽放到9#煤采区回风巷内，用此方法来解决本掘进面的瓦斯超限问题。

抽放钻孔施工工艺：钻孔全部采用TXU-75型液压钻机施工， 65—75型钻头钻进。采用聚胺脂封孔，长度为2m，保证严密不漏气。

该面预计最大抽放混合量为35 m³/min，最大抽放纯量为2.5 m³/min。管路直径Φ226mm能满足其要求。

管路系统计算：

据公式：  h_摩=dc×L×Q²/K×D⁵，Pa

式中  h_摩—瓦斯管的摩擦阻力，Pa；

      L—管路长度，m；

      Q—管内混合气体流量，m³/h；

      dc—混合气体对空气的相对密度（1-0.00446C）；

      C—管内瓦斯浓度；

      D—瓦斯管内径，cm；

      K—系数。

h_摩=（1-0.00446×10）×1300×（35×60）²/0.71×22.6⁵

  =929.02mmH₂O=9.1Kpa

根据计算结果，我们选用BJW44YJ型水环式移动抽放泵，其参数如下：

移动泵站安装与抽放情况：水环式移动抽放泵布置在9^#煤皮回二横贯中，用∮226mm瓦斯管路为该面的瓦斯抽放管路，引至9^#煤采区回风巷排放，安装位置见附图，符合规程规定，具备独立通风系统，抽放初期9个孔，平均抽放混合量为：17m³/min，平均负压为33Kpa,平均抽放量为0.46m³/min，最高为0.58m³/min，解决了局扇因长距离供风不足，风排瓦斯量浓度增大的问题。

附图1 ：9404掘进面抽放设计示意图

    附图 2 ：9404掘进面临时抽放系统示意图

三、结语

1、《煤矿安全规程》第一百四十五条第一款中规定，一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m³/min,用通风方法解决瓦斯问题不合理的，必须建立抽放瓦斯系统。其中不合理是指：风速超过4m/s；瓦斯浓度超过1%。随着现代化矿井的实现，掘进巷道断面会逐渐增大，所以，使用通风方法解决掘进工作面瓦斯涌出量必须运用新技术、新设备，以增加工作面配风量，可采用大功率局扇，大直径风筒，对旋双风机双电源。特别是对旋双风机双电源，可根据瓦斯涌出量调节局扇供风量，又能避免风速超限，应该大力推广。

2、为了提高掘进工作面安全系数，局扇现在用专供电源和动力电源作为双电源，动力电源为备用电源，能够互相切换，避免工作面因停电而停风引起瓦斯积聚。目前井下各配电室都实现了双回路供电，而掘进工作面局扇亦可推行专供双电源，全面提升局扇运行可靠性，提高掘进工作的安全性。

3、超前预想，单一煤层掘进在衔接上尽可能计划双巷掘进，利用横贯连通，形成独立通风系统，局扇随通风横贯逐渐向前延伸，缩短了局扇供风距离，即使掘进工作面瓦斯涌出超过3m³/min，也可利用大功率局扇通风，在风速不超的情况下排出瓦斯。但是，使用大功率局扇加大工作面风量，必须加强掘进工作面防尘工作。

4、当掘进工作面瓦斯涌出量增大，建立瓦斯抽放系统解决瓦斯问题时，抽放钻孔必须布置在掘进面两侧卸压带，即紧跟煤头，在煤头200米范围内及时布置钻孔，钻孔可超前工作面，及时连接抽放管路进行抽放，才能有效发挥抽放作用，减少瓦斯风排量，降低掘进工作面风流瓦斯浓度，保证安全生产。同时应利用科技手段，提前测定掘进煤层的瓦斯透气性和钻孔抽放半径，以便更好决定抽放方案。