煤矿放顶煤瓦斯防治技术.ppt

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1、放顶煤瓦斯防治技术,徐景德2007年6月华 北 科 技 学 院中国煤矿安全技术培训中心,主要内容,综放工作面瓦斯来源及涌出特征分析炮采工作面瓦斯来源及涌出特征分析放顶煤工作面瓦斯防治放顶煤开采瓦斯防治措施,放顶煤工作面瓦斯来源分析,（l）采落煤瓦斯涌出q1；（2）放落煤瓦斯涌出q2；(3)工作面煤(包括支架上部煤尘)瓦斯涌出q3；(4)采空区丢煤瓦斯涌出q4。（5）邻近层涌出瓦斯q5（多煤层开采）,综放工作面瓦斯来源示意图,综放面瓦斯影响因素分析,综放面各瓦斯源的瓦斯涌出量大小主要取决于煤层瓦斯含量和开采强度。在煤层瓦斯含量既定时：q1、q2和q3的大小与工作面采放煤量大致呈正比；但除与产量有

2、关外，还与工作面回收率密切相关，q4值回收率越小则越大；q5除与开采强度有关外，还与邻近层厚度及瓦斯含量、至开采层距离、层间岩石性质等有关。,放顶煤工作面瓦斯涌出特点,绝对瓦斯涌出量增大相对瓦斯涌出减少上邻近层瓦斯涌出增大 局部瓦斯积聚加剧 采空区瓦斯涌出量增大,阳泉某矿开采同一15号煤层时，综放面（8024）与分层机采面（8103、8101）瓦斯涌出量对比情况,在工作面推进速度相同的条件下，综放面产量较分层机采面产量一般大14倍。因此，在开采瓦斯含量相同的煤层时，综放面的绝对瓦斯涌出量会成倍增加。,相对瓦斯涌出减少,与分层开采的第一分层相比，综放面的相对瓦斯涌出量会显著减少。因为第一分层开采

3、时，底部各分层由于卸压会有大量瓦斯涌入第一分层的采空区，而综放面由于是全煤层厚整体推进，没有这部分瓦斯来源，因而其吨煤瓦斯涌出量略显减少。由表看出，与分层机采相比，综放面相对瓦斯涌出量减少了2026%。分层开采时，煤层所含大部分瓦斯集中在第一分层开采时涌出，随后各分层开采时，瓦斯涌出量急剧减少，综放面一次采全厚使瓦斯涌出均匀化。,上邻近层瓦斯涌出增大,由于综放面采放厚度较之普通机采面采厚一般增大了14倍，使工作面上方冒落带和裂隙带的高度成倍增大，扩大了开采可影响到上邻近层范围，加大了邻近层瓦斯的卸压和排放程度。在邻层赋存条件相同的条件下，综放面上邻近层的绝对瓦斯涌出量比普通机采面为大。,局部瓦

4、斯积聚加剧,由于综放面支架上方存在有冒落煤带，采面上、下隅角的局部瓦斯积聚将较普通机采面更加严重。由于综放面支架上方存在数倍于采高的冒落放煤区，且该区无有效风流，使成为高浓度瓦斯仓库。其中积存的瓦斯将通过放煤口和支架上方的裂隙向工作面涌出，从而在支架上方和放煤口附近形成了瓦斯局部积聚。调查表明，这些地点的瓦斯浓度可达35%，个别高达2585%。潞安局漳村矿1406综采面绝对瓦斯涌出量平均仅为3.8m3/min，风流瓦斯浓度为0.22%0.98%，平均为0.63%；架顶瓦斯浓度为0.45%6.9%，平均为2.35%，即为风流瓦斯平均浓度的3.7倍。,采空区瓦斯涌出量增大,综放开采时，由于放煤冒顶

5、工艺难以控制，采面回收率普遍低于分采综采。采空区丢失煤炭的增加，围岩和邻近层瓦斯涌出的加剧，将使综放面采空区瓦斯涌出较分层开采显著增大。,工作面日产量与允可的最大相对瓦斯涌出量,根据计算出不同工作面日产量下，通风所能负担的最大的工作面最大相对瓦斯涌出量（右表）。表中所列数据是按工作面最大供风量(1560m3/min)计算的，对我国许多综放开采的矿井，由于矿井通风能力和通风系统的限制，往往达不到按工作面许可风速所确定的风量最大值。,综放面各种日产量时通风所能担负的最大相对瓦斯涌出量；1、2和3当C1.0%时，供风量分别为1560、1000和500m3/min；当C1.5%时，1、2和3与1、2、

6、3相同,通风排放瓦斯能力分析,随着工作面日产量的增加，在同一供风量条件下，通风所能担负的相对瓦斯涌出量急剧减小。例如，当工作面供风量为1000m3/min时，工作面由2000t增至5000t时，通风所能担负的相对瓦斯涌出量将由5.1m3/t（C=1%）和7.7m3/t（C=1.5%）分别降低至2.1和3.lm3/t。由表7.2和图72曲线1和l看出，当工作面风量达到极限最大量的条件下，综放面日产达3000t、6000t和10000t时，其相应的最大相对瓦斯涌出量分别为5.3、2.7和1.6m3/t（当C=1.0%时），必需用抽放瓦斯等专门措施解决综合面风流瓦斯超限问题。由以上分析看出，即使对低

7、瓦斯涌出q010m3/t高产工作面（包括综放面），也须要采用专门措施来治理瓦斯。,放顶煤综采瓦斯涌出与普通综采比较分析,1、放顶煤综采面的瓦斯来源同普通综采相比有了明显的变化2、瓦斯涌出强度基本不增，但瓦斯涌出在时间和空间上不均衡加据,通风消除架顶瓦斯能力分析,（1）在不同风量条件下，掩护板上瓦斯浓度均持续高出风流瓦斯浓度213倍，说明瓦斯的确来自支架上部；（2）说明用通风来解决架上瓦斯浓度过高是能力有限的。用风量的增加来调节架上瓦斯浓度时有一个最佳风量值问题，并不是风量越大越好。（3）当风量较小(200m3/min)和风量过大(400m3/min)时，架上瓦斯涌出的不均衡性增加，表现在掩护板

8、上瓦斯浓度的波动幅度加大，在中等风量(300m3/min)时瓦斯涌出比较稳定(以为衡量指标)。,综放工作面架顶瓦斯浓度随风量变化,瓦斯涌出强度基本不增，在时间和空间上涌出不均衡加据,（1）为避免同时出现火灾问题和瓦斯问题，放顶煤综采工作面大都布置在瓦斯涌出强度不高的煤层或残柱之内；（2）工作面都比较短，采掘强度不高，再加上各局矿基本上都是初次采用综放工艺，技术不熟练及工作面推进速度较慢，相对地减缓了风流中的瓦斯超限现象。（3）综放工作面的吨煤瓦斯涌出量不会超出同一条件下厚煤层分层开采第一分层的吨煤瓦斯涌出量。但在综放开采条件下采煤工序不同时瓦斯涌出量差异较大，在放煤或移架时工作面的瓦斯涌出绝对

9、量可以比平时高出23倍。这意味着在同样产量的情况下，同一煤层条件的综放工作面可能需要比普通综采高出一倍以上的风量以保证风流中瞬时瓦斯浓度不超过规定。,综放工作面风速分布与瓦斯来源示意图,粗略测定综放工作面的风速分布如图77所示，B区平均风速是A区80%，C区的平均风速中有A区的70左右，而支撑梁与掩护梁上部又是瓦斯集中涌出地点，这样就形成了低风速与高瓦斯重合区。放顶煤综采工作面瓦斯另一集中涌出点是支架放煤口。所有综放工作面放煤口在放煤过程中都存在不同程度的瓦斯浓度加大现象，有时局部浓度可达6以上。放煤口瓦斯增加的原因有三个，按其影响能力大小依次为：（1）放煤过程中由于煤流下移带出瓦斯；（2）放

10、煤过程引起支架上部煤体集中破坏，瓦斯急剧增加；（3）放煤过程中放出煤体空间由大块矸石填补，其孔隙率较大，有利于上方煤体集中破坏以后瓦斯涌出通道的形成。,放顶煤综采工作面瓦斯分布状态,实测结果都表明，在支架上方顶板煤体内，由于升降支架的影响存在充分破碎区，其孔隙率在20左右，并且此破碎区与支架后部采空区孔隙率的分布在数值上是连续的，见图78。,支架上方充分破碎煤体示意图,瓦斯爆炸层走向剖面示意图,风量对瓦斯涌出量和瓦斯爆炸层分布的影响,综放条件下，风量的增减对瓦斯涌出量的影响方式无统一规则可循，基本上取决以下三个因素：（1）增减风量的方式（在入风侧调阻还在回风侧调阻）；（2）采空区与邻区的隔离状

11、态；（3）风量增减以后的时间效应（风量改变时间长短）。调风以后的确会出现瓦斯涌出量在一定时间内增加的现象。因此在实际生产中应尽可能完善通风系统以避免风量的波动。,某矿506阶段煤柱综放工作面调风后瓦斯浓度变化,容易造成综放工作面架上及架后瓦斯急剧增加的主要因素,从综放工作面的观测数据来分析，造成架上及架后瓦斯急剧增加的因素按其影响能力的排列顺序是：(1)移架过程：(2)放煤过程；(3)注氮量的突然增加；(4)风量的突然改变。,架顶瓦斯急剧增加的原因分析,无论是放煤过程，还是移架过程都是对架上煤体的破坏过程。在煤体破坏破碎及煤体下沉过程中，煤体瓦斯都能得到充分释放。由此可知架顶瓦斯的积聚是一个与

12、回采过程密切相关的周期性过程，在此过程中架顶80cm处的瓦斯浓度可以在098之间波动。可以预料在原生煤体综放工作面这种情况会更加严重。,综放工作面瓦斯爆炸可能性分析,（1）火灾引爆瓦斯；（2）顶板岩块冒落冲击引爆瓦斯；（3）处理大块矸石放炮引爆瓦斯；（4）其它高温热引爆瓦斯。,支架放煤口大块矸石处理,支架放煤口处理大块矸石后而影响放煤是综放工作面面临的主要问题之一。煤矿企业对这种处理方法都采取了比较谨慎的态度，或是禁止，或是采取了较严格的防爆措施。放煤过程中由于架上煤体的垮落架上及架后的瓦斯迅速增多，容易形成比较靠近支架的瓦斯爆炸层，而且放煤过程中由于散碎体内放煤口的下移必使其内的气体同时下移

13、，则放煤口附近瓦斯爆炸层完全有可能已经接触工作面风流，并造成放煤口瓦斯超限。如果在放煤以后马上处理大矸石肯定是危险的，出路之一就是尽可能加长处理大块与放煤工序之间的时间以使风流有宽裕时间去稀释瓦斯。,综放工作面生产工序与瓦斯涌出量关系,生产工序对工作面的瓦斯涌出有较大影响，其中割煤及放煤工序瓦斯涌出量最大。试验工作面采用四六制作业形式，即三班生产，一班检修准备。生产班割两刀煤，放一排顶煤为一个正规循环，割、放煤平行作业。图7-20为根据瓦斯监测系统实测的8202工作面回风巷瓦斯浓度绘制的生产工序与瓦斯涌出量变化图。,很明显，从图中可以看出，生产班割、放煤时，瓦斯涌出量大，瓦斯浓度平均为0.39

14、%；检修时，瓦斯涌出量小，浓度平均为0.28%。,综放面瓦斯主要涌出特点,（1）滑移支架放顶煤开采工作面瓦斯涌出特点为，工作面回采初期瓦斯涌出量小，当采面顶板初次来压后，由于顶煤受顶板来压影响，瓦斯涌出量增大，以后工作面瓦斯涌出量变化较小。（2）滑移支架放顶煤开采主要生产工艺过程中开帮割煤及放顶煤是工作面瓦斯涌出较大的两个工艺过程。放顶煤工艺工作面瓦斯涌出大于开帮割煤工艺，但比较接近，其它生产工艺对工作面瓦斯涌出影响较小。（3）厚煤层滑移支架放顶煤开采与倾斜分层开采工作面瓦斯涌出比较，放顶煤开采工作面瓦斯涌出明显低于倾斜分层开采一分层工作面瓦斯涌出量，但与倾斜分层开采最后一个分层相当接近。由此

15、可以初步认为，滑移支架放顶煤开采工作面瓦斯管理技常规管理措施，瓦斯涌出量预计按小于首分层工作面略大于底分层工作面瓦斯涌出的实测值即可。,综放面瓦斯防治整体思路,加大风量抽排瓦斯强化局部积聚瓦斯处理,（1）采用瓦斯抽放的方法，治理综放工作面瓦斯,单一煤层一次采全厚时，采用预抽开采层瓦斯的方法，当采空区瓦斯涌出量大时，辅之以采空区瓦斯抽放；用分层综放法开采特厚煤层（厚度大于12m）时，应采用预抽、进采边抽放下部媒体或抽放采空区瓦斯的方法；特厚煤层预采顶分层(用一般机采方法)是降低下分层综采面瓦斯涌出量的有效方法，为防止分层开采时瓦斯超限，应采用边采边抽的措施；有保护层时，应首先开采保护层并同时抽放

16、综放开采层的瓦斯；综放面瓦斯来源主要为邻近层时，应采用邻近层抽放瓦斯的方法；综放开采高瓦斯含量煤层时，如有多个瓦斯源，则应采用综合抽放瓦斯措施。,（2）调整通风系统，治理综放工作面瓦斯,在瓦斯涌出量大的综放工作面也可沿顶掘一条回风巷，以利排放瓦斯。为防止工作面上隅角、架顶、放煤口等处可能出现的瓦斯局部积聚，应采用引射器、风隙和安设局部通风机等局部加大风速的措施。也可采用局部抽放措施。,（3）冒落孔洞瓦斯治理,综放开采含瓦斯煤层时，工作面附近形成巨大积存瓦斯的冒落空洞，这部分瓦斯的突然压出是综放面瓦斯的一大隐患。为防止瓦斯突然压出引起事故，必须采取措施使顶煤、顶板随放随冒。在煤层突然变厚、地质构

17、造带附近和急倾斜煤层必须按作业规程要求的放煤高度开采，不超高放煤。,顶板三带划分与瓦斯涌出的关系,据现场观测及相似材料模拟结果表明，放顶煤开采时，其煤层顶板在垮落过程中可形成冒落带、破坏裂隙带及其上部的弯曲下沉带，如图7-22所示综放工作面由于采高比普通回采工作面高，其冒落带、破坏裂隙带上限要比普通回采工作面高，因而综放面的顶板卸压范围大，上邻近层的瓦斯涌出量越大。综放工作面初采时，冒落带低，卸压范围小，瓦斯涌出量少；随着工作面向前推进，冒落带高，卸压范围增大，瓦斯涌出量也增大，图7-23为8204综放工作面的瓦斯涌出曲线，该工作面在开始推进38m范围内的瓦斯量主要来源于开采层，在38m之后，

18、随着顶板的初次垮落，邻近层瓦斯逐渐涌入工作面。通过分析顶板冒落三带、瓦斯涌出曲线及地层柱状，我们认为，工作面的瓦斯涌出可以分为六个涌出段，分别为：,(1)本煤层瓦斯涌出段，涌出量为0.7m3/min(216#、14#煤层瓦斯涌出段，涌出量为4.0m3/mim(313就煤层瓦斯涌出段，涌出量为8.0m3/mim；(4K3灰岩瓦斯涌出段，涌出量为13.0m3/mim(5l2#煤层瓦斯涌出段，涌出量为15.0m3/mim(611#煤层、K4灰岩及其上煤层瓦斯涌出量为18m3/mim,开采煤层顶板三带划分,8204工作面瓦斯涌出曲线,顶板破碎度与相对瓦斯涌出量关系,放顶煤综采工作面在开采过程中顶板的活

19、动规律，对工作面瓦斯涌出量的不均匀系数有显著影响。它不仅影响绝对瓦斯涌出量，而且在一定程度上影响相对瓦斯涌出量。老顶的周期来压，造成顶板破碎度的周期增大，使工作面瓦期涌出量亦周期性增大，见图7-24。,图7-26 5321综放试验工作面示意图1北一1420集中石门；25321工作面风巷；35321顶板风巷；45321底板探查上山；5北一1420集中石门；65321机巷,对顶板风巷排瓦斯的几点认识,（1）从5321综放工作面风巷及顶板风巷的风量、瓦斯实测统计表可以看出，在初次来压时（11月20日）由于瓦斯突然增大，这时顶板风巷分流瓦斯占总涌出量的59%，风巷仅分流通41%；初次来压后顶板巷、风巷

20、分流的瓦斯接近于各50%（见统计表中的11月20日至12月21日）。可见顶板风巷对分流瓦斯起了决定性作用。（2）要想充分发挥顶板风巷的作用，必须加强顶板风巷位置处的放顶煤，使顶板风巷与工作面风路畅通，使工作面的瓦斯随着风流顺利流向顶板风巷。该工作面从1992年12月22日至1993年2月3日绝对瓦斯涌出量增加了一个百分点。由于顶板风巷没有增大风量，所增大的一个百分点瓦斯都由风巷排除。（3）5321工作面顶板风巷与风巷的布置为内错8m，5335工作面内错4m，通过两个工作面顶板风巷排瓦斯的实践认识到为了充分发挥顶板风巷排瓦斯的最佳性能，顶板风巷与风巷的内错布置应为顶板风巷上帮与风巷下帮在一条技影

21、线上。（4）为了达到顶板风巷排瓦斯作用，在风巷回风中瓦斯不超限的前提下，应加大顶板风巷的风量。5321、5335两个综放工作面的开采实践，配风原则为顶板风巷风量应为风巷的1/3。（5）通过观察顶板风巷瓦斯变化的大小可准确掌握工作面顶板垮落的规律，5321、5335两个工作面的老顶初次垮落都是通过瓦斯涌出量的突发增大而掌握到的。,U型变Y型通风改造示意图,治理措施,（1）加大工作面风量，挂设导风帘，并加强对工作面机尾处洒水灭尘，稀释机尾处瓦斯。但是，随着工作面风量增加，直至增加到680m3/min以上时，瓦斯浓度没有降低，反而稍有增高趋势。（2）在4404工作面液压支架中间吊挂2KW局部通风机，

22、加强通风稀释工作面机尾处瓦斯，也未取得明显效果。（3）增掘瓦斯尾巷。这一措施虽说矿务局比较提倡，其它兄弟矿应用效果也较好，但因当时我矿生产衔接极度紧张，掘进远落后于回采。另外，4404工作面回风巷道长1350m，增掘瓦斯尾巷，需耗资几十万元，而且还需用近半年的时间，将会给我矿造成较大的经济损失，鉴于这些原因，我们没有采用此法。（4）最后，根据矿井实际和实测、调研分析结果，决定利用均压灭火和抽放瓦斯技术，采取一种安全、快速，又经济的解决办法，这就是改4404工作的“U”型通风为“Y”型通风来平衡4404工作面和采空区之间的压力差，并使采空区的压力相对低于工作面的压力，使采空区中积存的瓦斯不向工作

23、面扩散，而逐步向背离工作面开采方向的采空区扩散。为此，打开了4404工作面原掘进出煤巷的人行道永久密闭，并在4404工作面机尾处用木垛维护一条简易回风通道，人为地改变工作面一部分风流方向，形成了4404工作面的“Y”型通风，从而圆满地解决了4404工作面的瓦斯超限问题。改变系统后的4404工作面通风状况见图7-29。,综放工作面上隅角瓦斯防治,（1）增大局部风量。利用临时风障，迫使工作面风流通过上隅角，达到稀释瓦斯并随风流排出的目的，如图7-30所示。鉴于风障设置麻烦，容易损坏，不能有效地、稳定地降低上隅角瓦斯，通常只能作为临时的应急措施，当采空区瓦斯溢出量大于35 m3/min时，这种方法则

24、显得极不可靠。（2）利用抽放系统抽出上隅角瓦斯。有以下几种：从回风巷顶板向上隅角打钻抽放，效果较好，但钻孔利用时间短，往往因超前压力影响，造成钻孔漏风。埋管抽放，因抽放管口与工作面切顶线距离逐日增大，效果欠稳定，还需定期向采空区预埋抽放管路，不仅管材耗量大，往往因综采面移架损坏抽放管路而影响生产。用50胶管插入上隅角进行抽放，降低上隅角瓦斯浓度。但因插入管管口的高度与深度对上隅角瓦斯浓度有重要影响，且管理麻烦，效果欠稳定，对顶板陷落及时，冒顶孔隙致密的采场则很难实施。,（2）利用抽放系统抽出上隅角瓦斯。有以下几种：从回风巷顶板向上隅角打钻抽放，效果较好，但钻孔利用时间短，往往因超前压力影响，造

25、成钻孔漏风。埋管抽放，因抽放管口与工作面切顶线距离逐日增大，效果欠稳定，还需定期向采空区预埋抽放管路，不仅管材耗量大，往往因综采面移架损坏抽放管路而影响生产。用50胶管插入上隅角进行抽放，降低上隅角瓦斯浓度。但因插入管管口的高度与深度对上隅角瓦斯浓度有重要影响，且管理麻烦，效果欠稳定，对顶板陷落及时，冒顶孔隙致密的采场则很难实施。,（3）利用排瓦斯风机处理上隅角瓦斯。这种方法是在回风巷安设排瓦斯风筒，在工作面上隅角侧安设抽放瓦斯骨架风筒，在两者之间用排瓦斯专用风机（风流不流经电机）相连，可以有效处理上隅角瓦斯。但这种方法铺设风筒及管理麻烦，占据顺槽断面，影响行人运输等弊端，不适应高瓦斯、走向长

26、度大、单产高的采面需要。,（4）利用煤层顶板巷排放上隅角瓦斯。在回采煤层顶板掘凿排瓦斯专用巷，顶板回风巷在采空区顶部形成漏风汇，用漏风汇排瓦斯（图7-31）。这种方法可有效、稳定地排除上隅角瓦斯超限现象。所谓有效，是顶板漏风汇可以直接排除采空区瓦斯，甚至可以使上隅角气体流动方向发生变化，由原来的从采空区涌出变为向采空区流入，可以成功杜绝采空区瓦斯超限现象。所谓效果稳定，是因随回采工作面推进，顶板岩石垮落，漏风汇的位置总是处于上隅角顶部的采空区一侧的上方。顶板瓦斯道排上隅角瓦斯，虽然效果良好，但工程量大，往往会造成工作面接替紧张。,用风帘调整上隅角的风流状况1柔性风帘；2回风巷；3采煤工作面,顶

27、板回风巷处理上隅角瓦斯示意图1进风巷；2顶板回风巷；3回风巷,炮采放顶煤工作面瓦斯防治,瓦斯来源图7-31a，b分别为全层放顶煤工作面和分层开采顶分层工作面瓦斯来源及流向示意图。全层放顶煤工作面瓦斯来源主要有4部分（图7-32a）煤墙采落煤q1；采空区放落q2煤；煤壁q3；支架上方顶煤q4。分层开采顶分层工作面瓦斯来源也有4部分（图7-32b）：煤墙采落煤q，1；下几个分层煤q，2；煤壁q，3；采空区内下几个分层和本层浮煤q，4；从图1可知，全层放顶煤工作面的q1与q3分层开采的q1和q3相同（指同一区段），所不同的是q2、q4与q2、q4。也就是说，全层放顶煤工作面的瓦斯来源与分层开采顶分层

28、工作面的瓦斯来源有所不同。,不同开采方式瓦斯来源示意图,全层放顶煤与顶分层瓦斯对比表,瓦斯在煤层中主要以游离和吸附两种状态赋存，两者处于动平衡状态，当条件改变时，两者可以互相转换。顶分层开采时，由于卸压和瓦斯的上浮效应，底分层的瓦斯就会源源不断涌向顶分层工作面，而全层放顶煤工作面是沿底板布置，没有这部分瓦斯。为了更清楚地说明这个问题，我们假定瓦斯在煤层中均匀分布，我们将煤层切出一个144的块体（图7-33）来分析一下全层放顶煤与分层开采顶分层的瓦斯涌出量。将切出的块体均匀分成16个单元，假设每个单元瓦斯含量为a，放顶煤工作面每天能采出4个单元，那么瓦斯涌出量为4a；同样，分层开采顶分层工作面每

29、天也能采出4个单元。,根据我局顶分层工作面瓦斯涌出量为分层总量的50%65%的经验，按计算，按60%计算，那么瓦斯涌出量为9.6a（4a460%）。因此，当放顶煤工作面与顶分层工作面的产量相同时，顶分层的瓦斯涌出量将是全层放顶煤的2.4倍，全层放顶煤工作面的产量即使比顶分层提高1倍，瓦斯也不会比顶分层大。从这个意义上讲，全层放顶煤的瓦斯防治较顶分层容易。由于全层放顶煤冒落高度大，因采空区充填不满而形成空洞；由于瓦斯的上浮效应而积聚了大量瓦斯，特别是初采时，四周因煤体卸压而向采空区释放瓦斯；由于顶板不落，采空区内将聚积大量的瓦斯，增加了采空区瓦斯因顶板大面积突然垮落而涌入工作面的危险，从这个意义

30、上讲，全层放顶煤又增加了瓦斯防治的难度。,工作面布置方式示意图,工作面推进距离与瓦斯涌出量的关系,急倾斜高瓦斯煤层放顶煤采煤法瓦斯涌出规律,1、瓦斯涌出规律与工作面推进距离的关系2、生产工序与工作面瓦斯涌出量的关系3、放顶煤工作面与分层工作面瓦斯涌出规律比较4、风量级配对工作面瓦斯涌出规律的影响,1、瓦斯涌出规律与工作面推进距离的关系,由图7-35可知，在工作面开掘初期，因初采煤体的瓦斯已经过长期释放，瓦斯浓度较小，瓦斯涌出速度也较小。随着工作面正常推进，瓦斯涌出速度增大到正常值，在工作面初次来压和周期来压期间，工作面瓦斯涌出速度出现峰值。可见工作面瓦斯涌出速度与矿压显现有对应关系，工作面压力

31、大，煤体破碎充分，增加了煤体瓦斯释放的通道，工作面瓦斯涌出量也较大；工作面压力小，煤体完整性好，煤体瓦斯释放条件较差，工作面瓦斯涌出量较小，因此，对高瓦斯煤层矿井，放顶煤工作面应加强工作面来压期间瓦斯的监测预报工作，以确保工作面安全生产。,2、生产工序与工作面瓦斯涌出量的关系,(1)实际生产中，往往连续几班放顶煤。观测结果表明，随连续放煤班次的增加，回风巷中瓦斯浓度减小。当放煤班次增加到个班时，工作面上隅角瓦斯浓度达到最大；放煤班次继续增加，工作面上隅角瓦斯浓度减小，上隅角瓦斯浓度的变化（增大）体现了老塘内瓦斯的涌出和聚集。（2）比较三个工序对工作面回风巷中瓦斯浓度的影响可知，工作面回风巷中瓦

32、斯浓度变化为：Q采煤=0.202 Q放顶煤=0.195 Q放顶=0.184。工作面上隅角瓦斯浓度变化为：Q采煤=0.344 Q放顶煤=0.3331 Q放顶=0.329由此可见，工序对瓦斯浓度的影响程度由大到小依次为采煤、放顶煤和放顶。但无论任何工序对上隅角瓦斯涌出量的影响都大于对回风巷中瓦斯的影响。（3）采煤工序中瓦斯涌出量略小于放顶煤班，但两者极接近。这一特点可以预知工作面瓦斯主要来源于煤体中游离的瓦斯。采煤工艺要求工作面多段同采，使煤体中瓦斯得以充分释放，放煤工序出煤量大，瓦斯涌出量相对也较大。,3、放顶煤工作面与分层工作面瓦斯涌出规律比较,在工作面地质条件相同的情况下，第1分层（顶分层）

33、开采过程中，工作面瓦斯浓度的加权平均值为0.4686，最大值为0.747，最小值为0.200。第5分层（终分层）开采过程中，工作面瓦斯浓度加权平均值为0.1466，最大值为0.1767，最小值为0.1267，分析其原因在于：（1）工作面瓦斯涌出主要来源于采煤和放顶煤两个工序，采空区残留煤炭瓦斯涌出量较小。采用分层开采，第1分层开采后，受到破坏的下分层煤体向工作面排放一定量的瓦斯，造成顶分层工作面瓦斯浓度增大。（2）放顶煤开采顶煤块度较大也是工作面瓦斯浓度较低的原因之一。（3）随着分层开采层数的增加，煤体反复受采动动压破坏，煤体内瓦斯得到充分释放。因此，在第5分层开采过程中，瓦斯浓度低于放顶煤开

34、采。（4）放顶煤开采，由于开采空间大，直接顶冒落高度和裂隙带范围较大，为工作面瓦斯的释放提供了有利的条件。,风量级配对工作面瓦斯涌出规律的影响,（1）工作面的实测结果表明，随风量变化，采煤过程瓦斯浓度变化呈凹形分布，合理风量范围在465480m3/min；放顶煤过程中瓦斯浓度也呈凹形分布，最小瓦斯浓度对应风量区间480495 m3/min；放顶过程中瓦斯浓度变化对应的合理风量区间为450465 m3/min。总之，风量过大和过小，均不利于工作面瓦斯浓度的降低。（2）风量大小受工作面风速限制和影响，风速高低对瓦斯涌出也有一定影响。（3）采煤班风量对应区间大于放顶煤和放顶。（4）工作面风量级配大小

35、受工作面产量的影响，当工作面产量一定时，工作面合理风量就为一确定区间。,几点认识,（1）在高瓦斯矿井，采用伪俯斜放顶煤采煤法，生产期间实测结果未发现一例瓦斯超限情况，生产安全，技术可靠。（2）工作面瓦斯涌出量与工作面矿压显现有密切关系，一般情况下，工作面压力大，瓦斯涌出量也大。（3）放顶煤开采与分层开采相比，瓦斯涌出量放顶煤开采略大于底分层开采，而小于第一分层（顶分层）开采，放顶煤开采有利于瓦斯的释放。（4）风量对工作面瓦斯涌出有一定影响，风量过大和过小均不利于降低工作面瓦斯浓度。,高瓦斯炮采放顶煤工作面瓦斯防治,改变通风方式、增大风量。改工作面下行通风方式为上行通风，同时增大风量。工作面刚投

36、产时，瓦斯浓度不是很高，时断时续，时高时低；由于下行通风，瓦斯不易顺利排出，造成工作面瓦斯超限，且机电设备在高瓦斯风流中运转，极不安全（图7-38）改变为上行通风后，只有上切口及上隅角处瓦斯浓度稍高，通过洒水降尘及设置挡风帘等措施，使瓦斯浓度得到了一定程度的降低（图7-39）。在改变通风方式的同时，在工作面下副巷安设一部28KW局部通风机供风，以增加工作面风量，这样工作面风量由生产初期的500 m3/min增加到750 m3/min，在一定程度上降低了瓦斯浓度。但是工作面上隅角瓦斯浓度仍然偏高，为此又在上副巷安装了一部的局部通风机，以吹散上隅角积聚的瓦斯，这样虽使上隅角瓦斯浓度降低到规定浓度以

37、下，但又造成工作面上段15m左右处风流紊乱，使此处瓦斯浓度偏高。因而没有从根本上解决瓦斯高的问题。,高瓦斯炮采放顶煤工作面瓦斯防治,（2）上副巷超前打眼注水、打瓦斯排放孔。瓦斯排放孔间隔20m，深度3050m左右；打眼注水间隔10m，深度30m。这种方法，效果不明显，并因煤层及瓦斯吸水性很弱，致使水从顶板渗漏到工作面，造成运输机拉湿煤，易出现机电事故，影响安全生产。（3）加强上、下副巷盲巷的回收及工作面推进度上端超前下端35m。上、下副巷盲巷不超过0.5m，要求盲巷回至与切巷老塘侧齐，使此处不积聚瓦盲巷不超过斯；而工作面上端超前下端，目的使工作面回风顺利畅通，不至于在盲巷处积累瓦斯。,初始阶段

38、瓦斯防治方法,初期通风方式,利用瓦斯排放巷防治放顶煤工作面瓦斯,（1）瓦斯排放巷的掘进，从根本解决了工作面瓦斯高现象，直到回采结束，工作面未再受瓦斯限制。（2）瓦斯排放巷的位置应往上再移5m，即排放巷与回风巷保持5m距离（水平方向），这样可更有效地使工作面瓦斯排放出去，不至于在工作面上段左右形成局部瓦斯积聚（有时达1%1.2%左右）。,利用瓦斯排放巷防治放顶煤工作面瓦斯,（3）排放巷下方的煤必须放净、放透，以便于部分风流能从老塘空隙进入排放巷，起到排放瓦斯作用。（4）高瓦斯工作面在生产前，应预采第一分层，便于瓦斯得以提前疏放。,利用瓦斯排放巷防治放顶煤工作面瓦斯,（5）在工作面掘进过程中，已知

39、工作面瓦斯高，应提前采取有效的防治措施。不应在生产过程中，边生产边防治，费时费物费力，且极不安全。（6）回采高瓦斯工作面为降低瓦斯而采取增大风量的方法具有一定的局限性。由于增大风量，造成工作面风速偏大，煤尘大，即使采取了洒水降尘、戴防尘口罩、防尘风镜等防尘措施，但由于煤尘大，工人睁不开眼睛，看不清物体，呼吸困难等，极不利于安全生产和工人身心健康。,瓦斯排放巷位置,（1）分流了工作面和采空区大部分瓦斯，减少了向开采空间涌入。从表1和表2实测数据可以看出：米村矿21041工作面通过瓦斯排放巷排出的瓦斯绝对量为2.666.82m3/min，平均4.58m3/min，占整个工作面瓦斯涌出的32.2%7

40、8.8%，平均56.4%；裴沟矿34021工作面通过瓦斯排放巷排出的瓦斯绝对量为5.277.44 m3/min，平均6.22 m3/min。,（2）有效地降低了工作面回风巷的瓦斯涌出量。从表7.22、表7.23实测数据我们可以看出：工作面回风巷的瓦斯涌出量与使用瓦斯排放巷之前相比较大大地减少了。米村矿21041工作面在未使用瓦斯排放巷之前回，使用瓦斯排风巷绝对瓦斯涌出量为9.6 m3/min，使用瓦斯排放巷之后绝对瓦斯涌出量为1.836.04 m3/min，平均为3.53 m3/min；裴沟矿34021工作面在未使用瓦斯排放巷之前回风巷绝对瓦斯涌出量为11.0 m3/min，使用瓦斯排放巷之后

41、涌出量为3.046.08 m3/min，平均为4.94 m3/min，工作面回风巷瓦斯涌出量的减少使得工工作面回风巷的瓦斯浓作面回风巷瓦斯浓度也大幅度降低，米村矿21041工作面回风巷的瓦斯浓度由1.2%降为0.49%，裴沟矿34021工面的回风巷的瓦斯浓度由1.4%降为0.36%控制回风巷的瓦斯不超限，可减少工作面30%40%的供风量，对降低煤尘的产生量会起到较好的效果。（3）从根本上解决了工作面局部和上隅角的瓦斯聚积超限问题，保证了放顶煤开采高瓦斯工作面的安全生产。,结论,（1）利用瓦斯排放巷分流放顶煤工作面和采空区的瓦斯，有效地降低了工作面回风巷瓦斯涌出量，解决了上隅角及局部瓦斯聚积超限

42、问题，达到了预期效果，为“三软”不稳定难抽煤层放顶煤技术开采的工作面瓦斯治理开辟了一条新路。（2）瓦斯排放巷为高瓦斯区域采用放顶煤技术开采时进行瓦斯治理提供了强有力的措施，也为降低煤尘产生量，改善井下工作环境创造了条件。解决放顶煤开采治理瓦斯的难题，将会极大地推动放顶煤开采技术的发展和高产高效矿井的建设。,立体抽放综合治理瓦斯,瓦斯综合治理示范化矿井建设规划总体目标是：系统完善、技术先进、管理规范。“系统完善”是指通风、监测、抽放三个系统的建设与改造，确保稳定可靠。“技术先进”是指适合十矿煤层赋存条件的瓦斯治理模式。“管理规范”是指建立以防突台帐管理制度、瓦斯调度信息反馈制度、技术分析制度等为

43、基础的系统的瓦斯管理制度。,开采层预抽要求如下：,（1）钻孔布置平行或交叉；（2）钻孔间距根据钻孔的排放半径确定，十矿一般执行2m；（3）钻孔深度50m以上；（4）于工作面机、风巷掘进期间施工，钻孔滞后工作面不大于100m，采面贯通钻孔全部打完；（5）在巷道内敷设一趟8寸管路，随工作面的推进及时延伸。钻孔封、联及时，一个工作面最多未封联钻孔不超过20个；（6）在巷道外口管道上设置抽放参数测定装置。由于煤层透气性系数较低，所以此种抽放方法的效果比较差，但此种方法必须坚持的目的是施工过钻孔后煤层和瓦斯得到卸压，对回采期间防突有一定作用。,上隅角抽放具体方法和要求,（1）抽放管内径不小于300mm；

44、（2）抽放末端（进气端）插入末架立柱以里3m以上并贴顶板；（3）结合上封下堵措施，末架到上帮间隙封严；（4）通过每个采区泵站安设的2BEC-42型抽放泵进行抽放。（5）在泵站安设浓度、流量、负压测定装置。使用效果：在十矿戊91020190采面实施期间，抽放混合流量110m3/min，抽放浓度5%以上，抽放瓦斯纯量5.5m3/min以上。,高位水平钻孔抽放方法在戊10-20120等采煤工作面使用，具体方法是：自工作面风巷下帮开口，按40上坡腰线施工，穿过戊9和戊8煤层，待钻场底板穿过戊8煤层以后巷道走平做为打钻平台，平台规格4m(长)4m(宽)2.5m(高)，钻场没有确定其起坡长度，而只是定为做

45、过戊8煤后开始走平，是因为钻场做在戊8煤层以上，抽放钻孔都在岩石里不穿煤，防止了煤孔段的卡钻和塌孔，有利于钻孔联网抽放。钻场间距设计为100m（如图7-44所示）。每个钻场布置钻孔6个，呈上、下两排布置，下排钻孔距孔底1m，上排孔距下排0.6m，孔间水平间距0.5m。钻孔深120m，整个钻孔控制煤层顶板以上1325m，与风巷水平距1225m，钻孔倾角69，偏角09。钻孔完工后，用110mm钻头扩孔10m深，将89mm钢管或塑料管插入，用聚胺脂封孔，然后通过100mm脉吸管与风巷300mm支管相连，通过采区泵站抽放。抽放效果：此方法在戊10-20120工作面实施后，瓦斯治理效果显著，使工作面原煤

46、产量达到每月8万吨以上，其中最高月份平均日产达2967t，且适应性强，特别是在具有上邻近层的戊组煤层具有较大推广价值。,该方法适用于所有高瓦斯工作面，具体要求为：（1）钻孔施工超前采面大于200m；（2）孔深不少于100m；（3）钻孔封联及时，一个工作面未封、联钻孔不多于5个；,（4）终孔控制风巷以下1025m，顶板以上10倍采高的区域；（5）抽放管径不小于300mm；（6）钻孔联网后，通过采区泵站安设的2BEC-42型抽放泵进行抽放；（7）安设浓度、流量、负压测定装置。使用效果：此抽放方法在十矿戊91020150、戊1020120外段、己1524020等采面实施，单钻场抽放瓦斯纯流量最大为4

47、m3/min，平均抽放瓦斯纯流量2.5m3/min。,高位抽放尾巷抽放,在戊10-20190采面回采期间，为解决该面回采期间回风流瓦斯问题，减少采空区瓦斯向回风巷的涌出量，在该采面施工高位尾巷抽放钻场，即自风巷切眼以外200m于上帮开口，与煤墙夹角45度(向采面所在方向)，20度倾角进入戊9.10-20170采空区，40m后拐90方位仍按20度仰角施工，达到戊9-10-20190风巷，尾巷高度达到煤层以上30m时，然后走平10m进入采面，与风巷内错15m位置停止。尾巷内埋入直径200mm以上厚壁钢管与钻孔联网，自尾巷末端向外20m位置施工密闭，密闭附近及敷管侧每5m打一木垛，尾巷外口打挡风墙与

48、风巷隔开，尾巷内管路与风巷直径300mm抽放管相连，风巷抽放管沿上邦敷设，距邦不大于300mm。利用中区井下抽放泵站安设2BEC-42型水环式真空抽放泵（2号泵）高位尾巷钻场抽放（如图7-46所示）。,钻场向采空区进40m再转向起坡，其目的就是躲过采面回采时的冒落带，尽量保留巷道；另外在钻场巷道内打木垛，与管子保持一定的距离，起到保护抽放管的作用。此方法抽放末端在裂隙带内，相当于高抽巷抽放，只是工程量相对较少。它的作用是解决钻场以外200m走向范围的瓦斯涌出问题。使用效果：戊910-20190采面风巷内布置三个钻场，混合抽放流量达到100m3/min，抽放浓度10%左右，则纯流量达到10m3/

49、min。加上上隅角、浅孔抽等抽放量，本采面瓦斯抽放纯量稳定15 m3/min以上。工作面日产量由1600t提高到3100t。抽放泵停止运转时，回风流瓦斯明显增大，在28分钟内由0.6%升到1.0%以上，最高瓦斯浓度达1.26%，导致回风流瓦斯超限，采面停止生产。检修结束，抽放泵重新运行后，回风流瓦斯显著下降，在11分钟内下降到0.9%以下，随后18分钟下降到0.5%左右，恢复到正常生产时瓦斯浓度。,采面卸压带浅孔抽放卸压带浅孔抽放是于采面内沿走向施工钻孔，孔深9m，孔径89mm，孔间距1.5m，超前距保持5m以上，两轮钻孔上、下排间隔施工，形成“三花”布置，钻孔打完后利用专用封孔器封孔后，通过

50、布置在切眼内的150mm脉吸管与风巷内的200mm抽放管路连接至泵站进行抽放。其它抽放方法则起到降低回风流瓦斯的作用（如图7-47所示）。机巷200mm图7-47采面卸压带浅孔抽放机巷150mm风巷此方法在十矿己15-16-24090、戊10-20160等采面实施期间，瓦斯抽放纯流量均达到15m3/min以上，采面抽放率达到60%以上，工作面月产达到9万吨以上，杜绝了瓦斯超限和煤与瓦斯突出事故。,高位回风尾巷通风方法及辅助抽放,目前正在回采的戊1020160采面采用高位回风尾巷治理瓦斯，高位回风尾巷与采面风巷内错5m（平距），外段巷底沿戊8煤底板施工，里段沿戊9煤层底板施工，巷道断面6.3m2