西铭矿48708 工作面抽采采空区漏风对上隅角瓦斯的治理

郭素亮，巩红龙

（西山煤电股份有限公司西铭矿，山西 太原 030052）

0 引 言

U 型通风系统——反向通风系统，1 条巷道进风1 条巷道回风，通风系统简单，U 型后退式通风系统采空区漏风小，风流管理容易，巷道施工量和维修量小，对了解煤层赋存情况，掌握矿井瓦斯，火灾的发生、发展规律较为有利等特点，被我国煤矿采煤工作面广泛采用，缺点是上隅角易积聚瓦斯。目前，上隅角瓦斯治理的思路是向瓦斯富集带进行打钻进行抽采，减少涌向采空区高浓度瓦斯，配合上隅角埋管抽采，上隅角瓦斯治理取得显著效果。可是仍有少量上邻近层瓦斯、采空区遗煤残存瓦斯或底邻近层瓦斯被采空区漏风携带到上隅角处，仍有时使上隅角瓦斯超限制约着矿井安全生产。

1 48708 工作面概况

该工作面井下位于北七采区右翼，东为48710 工作面（已回采），南为北七右翼集中巷，西为48706 备用面，北为实煤区。该面上覆盖2 号煤为我矿西七、西九盘区工作面所采。2、8 号煤层间距 90 m，3、8 号煤层间距 71 m，6、8 号煤层间距 52 m，7、8 号煤层间距19 m,8、9 号煤层间距6.80~1.74 m 平均 3.42 m,该面所采8 号煤层节理发育，煤层上部夹石为1.30~3.10m平均2.18 的页岩或砂质页岩，8 号煤上分层厚度为0.50~0.70 m 平均0.62 m,下分层煤层厚度2.86~3.35m平均3.10 m，厚度变化不大，属单一稳定的中厚煤层。48708 工作面设皮带巷、单轨吊巷、切眼、皮带巷回风联络巷、单轨吊巷回风联络巷和9 个联络巷，联络巷布置在48708 单轨吊巷，与48706 单轨吊巷相通，每个联络巷间距约为100 m，用于回采期间封闭联巷埋管抽采。工作面选用走向长壁后退式一次采全高顶板全部垮落综合机械化采煤方法。由于工作面两巷及切眼均沿上分层8 号煤层顶板掘进，为提高煤炭回收率、降低成本，采用托夹石跟底回采。回采推进过程中，老顶初次跨落后，逐步钻入夹石层至下分层8 号煤进行回采。

2 工作面通风系统及瓦斯情况

工作面回采期间采用“U”型通风，即皮带巷进风，单轨吊巷回风。根据相邻工作面瓦斯涌出量资料预测48708 工作面回采期间瓦斯绝对涌出量为18 m3/min,相对瓦斯涌出量为4.32 m3/t。

2.1 工作面最大瓦斯涌出量分源预测法

回采工作面最大瓦斯涌出量根据分源预测法（开采层、邻近层）进行计算:

开采层瓦斯涌出量可由式（1）计算

式中：q1为开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1为围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板K1取1.3；K2为工作面丢煤瓦斯涌出系数，取回采率的倒数计算，回采率取95%；K3为准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；m为开采层厚度；M为工作面采高；W0为煤层原始瓦斯含量，m3/ t；WC为运出矿井后煤的残存瓦斯含量m3/t。

邻近层瓦斯涌出量采用式（2）计算

式中：q2为邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；mi为第I 个邻近层煤层厚度；M为工作面采高；ηi为第i个邻近层瓦斯排放率%；W0i为第i 个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wci为第i 个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t。

因此工作面瓦斯涌出中本煤层瓦斯所占比例：

则该煤层属于以本煤层瓦斯涌出为主的煤层，以日产5 000 t 煤预计该工作面绝对瓦斯涌出量为18 m3/min，抽采 10 m3/min，其中风排 8 m3/min。

2.2 工作面风量计算

按瓦斯涌出量进行计算：

式中：qc为采煤工作面回风巷风流中最大瓦斯绝对涌出量，风排取8 m3/min；KCH4为采煤工作面瓦斯涌出不均衡通风系数，正常生产时连续观测1 个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，取1.7；125 为按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不超过0.8%的换算系数。

2.3 上隅角瓦斯来源分析

48708 工作面及两巷沿8#煤层顶板掘进，回采推进过程中，逐步钻入8#煤夹石层，采用托夹石跟底回采。随着工作面的回采推进，不可采上分层8#煤随采煤推进跟着8#煤夹石层垮落到采空区冒落带内，成为采空区遗煤瓦斯涌出源。

8#煤与下邻近层9#煤直接底为细砂岩，层间距平均为3.42 m，9#煤为未采实体煤，因采动影响9#煤内大量瓦斯解稀由吸附式转变成游离式。通过底板裂隙涌向采空区，成为采空区瓦斯重要来源，见图1。

图1 瓦斯涌出分布图

2.4 采空区漏风分析

采煤工作面实体煤被采出后，采空区围岩在重力作用下破坏原有平衡而垮落，从工作面向采空区分为工作面区、垮落区与压实区，形成所谓的采空区“横三区、竖三带”。围岩原生孔隙与围岩垮落碎块形成非匀质网状立体孔隙，在风压与分子自然扩散的作用下，漏风通道成半立体椭圆形态。

采煤工作面由于供风需求，在风压作用下使风流克服巷道阻力进行流动，一进一回U 型通风系统的采煤工作面，一小部风流向采空区流动，绝大部风流向工作面流动。处在工作面回风侧的上隅角存在风压差，成为采空区漏风的动力。

采空区漏风计算。采空区漏风量与采空区阻力、孔隙率存在一定联系，孔隙率大小与采空区冒落围岩碎胀系数有关，用采空区围岩碎胀系数算出孔隙率：

采空区碎胀系数与残余碎胀系数关系式：

式中：为初始冒落碎胀系数，无因次，取1.65；为压实后碎胀系数，无因次，取1.13；a为衰减率，m-1；d为采空区坐标（x，y）处与边界距离，m。

算得采空区阻值约R2=0.988 4，y=0.005x+5.709 9

QL=14.2%×1 700=241 m3/min

在抽采后负压的影响下采空区漏风量，据经验估算约增长50%左右。

3 上隅角瓦斯抽采治理方案

在48708 单轨吊巷利用澳钻施工走向长钻孔及顶板走向钻孔, 以解决中低位裂隙带富集瓦斯，在48706 单轨吊巷施工高位裂隙钻孔解决7#煤邻近层下沉扩散瓦斯，在48706 单轨吊巷施工大孔径煤柱钻孔插管解决回采期间上隅角瓦斯，同时采用密闭埋管方式解决采空区瓦斯。

3.1 抽采参数

48708 工作面裂隙带垂高经计算取17～40.8 m。澳钻施工走向高位长钻孔6 个，垂高19~38.4 m；高位裂隙带钻孔从10 贯眼向外40 m 处开始施工，钻场间距20 m，钻孔孔径113 mm，每个钻场布置2 个孔，垂高取27.2~61.2 m。

图2 煤柱孔剖面图

为解决48708 回采期间上隅角瓦斯，设计在48708 单轨吊巷与48706 单轨吊巷煤柱之间施工大孔径煤柱钻孔，控制上隅角瓦斯。钻孔从48706 单轨吊巷往48708 单轨吊巷施工1-8 个贯眼，每个贯眼施工1 个钻孔，钻孔距贯眼口50 m，钻孔径480 mm；9贯眼施工2 个钻孔，第1 个钻孔距贯眼口30 m，钻孔径350 mm；第2 个钻孔距贯眼口60 m，孔径480mm。

在48706 工作面单轨吊巷与48708 工作面单轨巷间施工9 个贯眼（贯眼间距100 m），封闭后用抽采管路接入低浓抽采系统，解决48708 采空区涌入48708 工作面瓦斯。

3.2 抽采系统

在冀家沟抽采泵站建立了分源抽采系统，根据目前实际情况，48708 工作面本煤层钻孔、走向中高位长钻孔、高位裂隙带钻孔由冀家沟高浓系统负担，大孔径煤柱钻孔及密闭埋管抽采由低浓系统负担。

3.3 抽采管选型计算

瓦斯抽采管径计算：

式中：D为瓦斯管内径，m；Q为管内瓦斯混合流量，m3/min；V为瓦斯在管路中的平均流速，m/s，一般取V=5～15 m/s。

预计工作面抽采管路内瓦斯混合流量≥30 m3/min；瓦斯在管路内平均流速V=5 m/s。

根据经验数据进行计算得D=325 mm，按AQ1027-2006《瓦斯抽采规范》第5.4.2 条规定“管路应取10%的备用系数”，因此需选取抽采管路直径D≥357 mm，48708 工作面裂隙带选取D426×3 mm不锈钢瓦斯抽采管路。

4 抽采管路阻力计算

1）直管阻力损失计算得1 436.36 Pa；

2）管路系统局部阻力计算得287.27 Pa；

3）抽采管路系统的总阻力计算得1 723.63 Pa；

4）48708 工作面钻孔抽采负压计算得23276.37Pa。

因此48708 单轨吊巷管道最远处钻孔的孔口负压最小也能达到23.28 kPa（大于13 kPa），证明48708工作面所选抽采管管径均符合抽采要求。

图3 48708 工作面抽采上隅角风流图

抽采管路。考虑到该面实际巷道和钻孔的布置情况，确定在48708 单轨吊巷布置一趟D426 不锈钢抽采管路用于工作面本煤层预抽及走向长钻孔抽采。在48706 单轨吊巷布置2 趟不锈钢管，D711 不锈钢抽采管路用于大孔径煤柱孔插管抽采及密闭埋管抽采，D426 不锈钢抽采管路用于高位裂隙带瓦斯抽采。

5 总 结

1）48708 工作面采用大孔径煤柱孔插管及密闭埋管抽采，抽取采空区漏风改变回采工作面上隅角风流状态，改变U 型通风方式“一源一汇”瓦斯的交汇点。使工作面上隅角处于进风流状态瓦斯稳定在0.1%左右，为本质性的解决上隅角瓦斯治理提供了借鉴。

2）大孔径煤柱孔与密闭埋管间距为50 m，由于抽采负压因素增加了采空区漏风，在交替进入上隅角抽采时，存在间距远抽采负压控风流不稳定，使上隅角瓦斯上升情况。

3）由于抽采漏风，孔口负压流速大，使采空区冒落碎小石块进入管路，使管路阻力增大，降低了抽采率及抽采效果。

4）由于采空区漏风的增大，加大采空区自然带的宽度，给矿井自燃发火带来潜在隐患。