劉新禮

(山煤國際能源集團股份有限公司煤業(yè)分公司，山西 太原 030006)

瓦斯是制約礦井安全高效開采的主要因素之一，為加強瓦斯治理工作，研究瓦斯防治技術是礦井實現(xiàn)安全穩(wěn)定生產的保障。當前大多數高瓦斯礦井多采用“Y”型通風方式，但這種通風方式在工作面初采期間常出現(xiàn)回風隅角瓦斯積聚的現(xiàn)象，對綜采工作面的正常生產產生較大影響，因此有必要采取措施治理瓦斯[1-2]。

目前，國內外學者對高瓦斯礦井瓦斯治理技術進行了大量研究，周華東等人通過分析煤層上覆巖層覆存狀態(tài)及采動破斷規(guī)律，采用布置高抽巷方案治理初采期間瓦斯超限問題；侯永鵬等人針對高瓦斯綜放工作面采空區(qū)瓦斯積聚問題，通過進行深孔預裂爆破斷頂，實現(xiàn)采空區(qū)頂板及時垮落，避免瓦斯超限現(xiàn)象發(fā)生；吳仁倫等人通過對采空區(qū)瓦斯?jié)舛确植家?guī)律進行了計算機模擬分析，采用頂板預裂措施解決工作面瓦斯超限問題[3-5]。

為有效控制綜采工作面初采期間瓦斯積聚問題，本文以霍爾辛赫煤礦條件為背景，采用理論分析、現(xiàn)場試驗方法對初采期間瓦斯治理技術進行了研究，從而為國內其他礦井在相似條件下的高效高產開采工作提供借鑒。

1 工程背景

霍爾辛赫煤礦為高瓦斯礦井，開采煤層主要為3號煤，煤層厚度平均為5.65 m.礦井采用分區(qū)式通風方式，共布置有3個進風井，2個專用回風井。根據《霍爾辛赫3號煤層瓦斯參數測定報告》，3號煤層瓦斯壓力為0.30～0.44 MPa；原始瓦斯含量為7.29～8.69 m3/t；百米鉆孔瓦斯流量為0.007 11～0.009 6 m3/(min·hm)，鉆孔瓦斯流量衰減系數為0.086 1～0.416 1 d-1，透氣性系數為0.091 4～0.193 6 m2/(MPa2·d)；瓦斯放散初速度ΔP為12～18，煤的堅固性系數為0.46～0.47，孔隙率為2.13%～3.04%.

3305、3307工作面均為大采高沿空留巷工作面，采用兩進一回“Y”型通風方式，即工作面兩巷道均為進風巷道，在所留巷道內形成總回風，其通風系統(tǒng)如圖1所示。3305工作面切眼長度為250 m，3307工作面切眼長度為220 m，煤層頂底板情況如圖2所示，頂板巖層強度較高，屬于堅硬頂板巖層。目前3305工作面已回采完畢，3307工作面巷道已完成掘進，即將進行回采。由于3305工作面在初采期間，工作面瓦斯出現(xiàn)多次超限情況，影響正常生產組織，為避免3307工作面回采期間瓦斯大量涌出，參考3305工作面回采與工作面初采期間的各項監(jiān)測數據，對3307工作面瓦斯治理技術進行優(yōu)化。

圖1 工作面通風系統(tǒng)圖

圖2 工作面頂底板柱狀圖

2 初采瓦斯涌出特征分析

2.1 初采工作面礦壓特征分析

3305工作面長度為240 m，共布置采用160臺液壓支架，支架型號為ZY12000/28/62D.采用液壓支架監(jiān)測系統(tǒng)對支架工作阻力進行監(jiān)測，當工作面推進至31.7 m時，液壓支架工作阻力出現(xiàn)了首次大幅增加情況，表明工作面此時出現(xiàn)了初次來壓現(xiàn)象，來壓步距為31.7 m，動載系數為1.86.后續(xù)工作面推進至49.7 m、71.5 m、90.8 m發(fā)生三次周期來壓，來壓步距平均為19.7 m，動載系數平均為1.79.

從3305工作面初采期間礦壓特征可以看出，初采期間礦壓顯現(xiàn)強度較大，初次來壓步距較長，對其原因進行分析可知，工作面基本頂為中砂巖，巖層厚度平均為6.4 m，普氏系數在6～9范圍內，巖層強度較高。當工作面推進距離較小時，頂板巖層不容易垮落，因此容易出現(xiàn)采空區(qū)大面積懸頂情況，此時如果發(fā)生來壓，將出現(xiàn)巖層大面積垮落情況，來壓強度大，導致采空區(qū)瓦斯大量涌出，引發(fā)瓦斯超限現(xiàn)象。

2.2 初采期間瓦斯涌出特征

對3305工作面初采期間瓦斯分布特征進行分析，表1為工作面推進期間瓦斯含量情況。可以看出，正?；夭善陂g，工作面風流中瓦斯含量較低，上隅角瓦斯含量較高，但仍處于可控范圍內。當工作面發(fā)生來壓時，工作面風流中瓦斯含量明顯增加，隨后緩慢降低，上隅角瓦斯含量在來壓后處于較高水平，下降速度較慢，同時留巷回風風流中瓦斯含量明顯上升。因此，工作面來壓時造成瓦斯超限的主要原因，需采取有效措施，降低來壓強度。

3 瓦斯治理技術研究

3.1 深孔預裂爆破放頂技術

由于工作面初采階段時，采空區(qū)頂板垮落等情況會造成采空區(qū)瓦斯突然涌出，導致工作面及隅角瓦斯超限，因此在初采階段，采取工作面切眼深孔爆破強制放頂技術，有利于頂板順利垮落，不產生懸頂垮落而造成的颶風、壓架等災害事故，縮短初次來壓步距，避免來壓動載過大[6]。

表1 工作面推進距離與瓦斯含量關系

采用深孔預裂爆破技術對3307工作面頂板進行放頂，在工作面初采前，利用抽采鉆機在工作面切眼頂板上部施工爆破炮孔，炮孔直徑為76 mm，與水平夾角為45°，由于基本頂巖層深度在頂板上3.2～9.6 m范圍內，因此炮孔垂直深度為10 m，炮孔深度為15 m，炮孔裝藥深度為4～15 m，長度為11 m.距采空區(qū)側煤壁1 m處布置1排預裂炮孔，間距為3 m，切眼內共布置82個炮孔。采用乳化炸藥進行爆破，藥卷直徑為60 mm.工作面初采推進至將要出切眼位置時，工作面停止生產，對工作面切眼頂板集中進行預裂爆破，爆破施工完成后，工作面正常組織推進。

3.2 本煤層順層鉆孔抽采技術

本煤層順層鉆孔抽采技術主要在工作面開采前進行，順層鉆孔主要包括巷道內抽采鉆孔與切眼抽采鉆孔。根據3307工作面產量，依據《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)定》，工作面在回采前瓦斯煤層可解析瓦斯含量不得超過4.5 m3/t.

1) 巷道預抽鉆孔。在距離切眼200 m處兩巷道內開始施工鉆場，鉆場間距設計為200 m，在鉆場內向工作面范圍內施工順層預抽鉆孔，鉆孔深度為50～150 m，直徑為113 mm，每個鉆場可覆蓋采面200 m.

2) 切眼抽采鉆孔。從切眼巷道內向工作面方向施工傾向鉆孔，鉆孔施工按照切眼掘進順序分為掘進和起底兩個階段，每個階段各施工1排鉆孔。為了避免切眼鉆孔施工破壞工作面巷道預抽鉆孔，切眼兩側各留20 m不進行鉆孔施工。為強化抽采工作面中部瓦斯，將切眼設計區(qū)域分為三部分，分別為左側65 m、中部50 m、右側65 m.切眼兩個階段鉆孔施工參數如下：

掘進階段：切眼內施工單排鉆孔，開孔距底板1.4 m，兩側各65 m區(qū)域鉆孔間距為2.5 m，中部60 m區(qū)域鉆孔間距為2.0 m，鉆孔與煤層方向平行，長度為150 m.

起底階段：切眼內施工單排鉆孔，開孔距底板1.4 m，兩側各65 m區(qū)域鉆孔間距3 m，中部60 m區(qū)域鉆孔間距為2.5 m，鉆孔與煤層方向平行，長度為150 m.

3.3 采空區(qū)插管抽采瓦斯抽采技術

在工作面推進過程中，必須對采空區(qū)瓦斯進行抽采。根據“Y”型通風方式的流場特性，在留巷側采空區(qū)容易積聚大量高濃度瓦斯，采用采空區(qū)插管方法對此處瓦斯進行抽采。

3307工作面采用澆筑混凝土柔模進行沿空留巷，澆筑柔模前，在墻體上方距頂板0.2 m處，預留抽采孔向采空區(qū)內插管，插管深度不低于3 m，插管間距為10 m.留巷內插管滯后于工作面回采20 m，抽采管路選用DN300抽放管，插管設計如圖3所示。

圖3 采空區(qū)插管抽采示意

3.4 抽采效果分析

采用上述瓦斯治理措施后，3307工作面初采期間，工作面切眼頂板在推進出切眼位置即開始垮落，推進20 m左右時大部分垮落完全，深孔爆破預裂技術較好解決了工作面初采期間頂板大面積垮落問題，初采期間工作面瓦斯?jié)舛仍?.15%～0.2%范圍內，上隅角瓦斯?jié)舛仍?.2%～0.3%范圍內，抽采效果顯著。

4 結 語

1) 對相鄰工作面初采礦壓特征進行了分析，工作面初次來壓步距為31.7 m，周期來壓步距平均為19.7 m，動載系數平均為1.79.來壓步距較大，主要因煤層基本頂為中砂巖，巖層強度較大，不易垮落，來壓時易引發(fā)瓦斯超限現(xiàn)象。

2) 采用深孔預裂爆破放頂、本煤層順層鉆孔抽采、采空區(qū)插管抽采等技術對工作面瓦斯進行了治理，并對抽采方案進行了設計，根據初采期間抽采效果，工作面瓦斯?jié)舛仍?.15%～0.2%范圍內，上隅角瓦斯?jié)舛仍?.2%～0.3%范圍內，抽采效果顯著。