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煤矿 2.4 Mta 设计 CAD 采矿工程

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英文原文CALCULATION OF ELECTROMAGNETIC RADIATION CRITERION FOR ROCKBURST HAZARD FORECAST IN COAL MINES V. FRIDAbstractIntensive micro-fracturing of rock close to mining operations accompanies an increase in the likelihood of rockbursting. This fracturing causes an increase of the electromagnetic radiation (EMR) level by up two orders of magnitude, depending on the mining environment. Several examples of this enhanced EMR are presented in this paper. We first treat the EMR theoretical criterion of rockburst hazard in coal mines and compare it with the empirical criterion of EMR activity that was revealed on the basis of more than 400 dilTerent hazardous and non-hazardous situations in underground coal mines. Only the following parameters are needed to estimate the EMR criterion of rockburst hazard: limiting value of gum volume, mine working width, coal seam thickness, and coal elastic properties.Key words: Rockburst, electromagnetic radiation, fracture, coal mines1. IntroductionThe phenomenon of rockbursting has long been known in mining. The rockburst hazard increases if the load on a given part of a coal seam exceeds some critical level,while the distance to the stress maximum in the zone of influence of a mine working is lower than the critical value (PETUKHOV and LINKOV, 1983). The rockburst hazard is usually determined by some standard geomechanical method, for example, gum volume measurement, measurement of hole diameter or number of disks that are created due to core fracturing as a result of drilling in a highly stressed zone, etc. (PETUKHOV, 1972). The method of gum volume measurement is generally used in coal mines of the former USSR. All of these methods are very time-consuming and sometimes dangerous becausedrilling is required. For these reasons, rockburst hazard forecasting at a mineworking face must be made short-term and safe. Geophysical methods can help toreduce the risks (FALLON et al., 1997).As noted by LOCKNER (1993, 1996), there is a strong parallel between the well-known Gutenberg-Richter relation for seismic events (from macro (earthquake) to micro (rock burst) and power-law frequency magnitude relationship for acoustic emission (AE) events. This analogy suggests that micro shocks (high frequency and small magnitude) are precursors of macro failure (large magnitude and small frequency) and is the theoretical basis for rockburst forecasting by the AE method (KuKSENKO et al., 1982; MANSUROV, 1994). The EMR frequency range is close enough to the AE band. Therefore, both types of emissions are associated with rock fracture YAMADA et Cll., 1989; OKEEFE and THIEL, 1995; RABINOVITCH et Cll., 1995.Hence, it would be correct to assume that electromagnetic radiation (EMR) could beuseful for rockburst hazard forecasting along with AE. Moreover, being non-contact, the EMR method has advantages over AE. For example, when a rapid and comprehensive prognosis of a short-term mine working region (for example, in a drift face) is needed, the roughness of the mine walls becomes a marked problem for the AE method for rapid data acquisition due to inferior contact between the AE transducer and the mine wall.Numerous investigations have examined different aspects of the EMR (CRESS et Cll., 1987; FUJINAWA et Cll., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA et Cll., 1985; WARWICK et al., 1982; YAMADA et al., 1989; YOSHINO et al., 1993). The EMR amplitude is a function of the crack area (RABINOVITCH et al., 1998, 1999). Moreover, an increase of elasticity, strength, and loading rate enhances the EMR amplitude (GoLD et al., 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID et Cll., 1999).Since the eighties, the interest in EMR has increased in connection with the problem of rockburst forecasting. KHATIASHVILLI et al. (1984) carried out an investigation of EMR in the Tkibulli deep shaft (Georgia) prior to an earthquake of 5.4 magnitude. The registration point (at the shaft position) was located 250 km from the earthquake epicenter. Prior to the earthquake itself, an increase of intensity of the lower part of the spectrum (1100 kHz) and a corresponding decrease of intensity of higher frequencies (100-1000 kHz) were observed. An increase of the number and the sizes of cracks during the earthquake approach could, perhaps, explain this phenomenon. NESBITT and AUSTIN (1988) registered EMR in a gold mine (2.5 km depth). An EMR signal (1.2 mA/m amplitude) was generated seconds prior to the micro-seismic event (magnitude of -0.4). Registra-tion of EMR activity in Ural bauxite mines showed (ScITOVICH and LAZAREVICH, 1985) that its values sharply increased with rockburst hazard increase. Analogous works in Norilsk polymetal deposit (Krasnoyarsk region) revealed an increase of EMR amplitude (up to 150-200 mV/m) and activity in the rockburst hazardous zones (REDSKIN et al., 1985). MARKOV and IPATOV(1986) investigated EMR activity changes in an apatite underground mine (Khibin deposit, Kola peninsula) and ascertained that EMR amplitude in rockburst hazardous zones was in therange of 8-25 mV/m and EMR activity here was significantly higher than the regular noise level. This very limited overview demonstrates that the EMR is a multi-scale phenomenon that is currently investigated in laboratories and in .situ (before earthquake and rockburst). However, all EMR mine investigations have usually been empirical, and the degree of their theoretical generalization is not enough to be useful for rockburst forecasting. This paper first considers a development of the theoretical EMR criterion for rockburst forecasting.2. Comparison of EMR and Gum Methods The promotion of a new method for rockburst forecasting is a very responsible undertaking. Hence, the new method must be comprehensively compared with the method which is currently being used. In this section of the paper we consider the methodological foundation of the gum method that has been used for rockburst forecasting before discussing EMR and the EMR methodology. Finally, several examples of EMR and gum investigations are presented.2.1. Methodology of Gum MeasurementDrilling of a highly stressed coal seam leads to an intensive fracturing process in the zone, influenced by the drill hole. The volume of this highly cracked zone depends on the hole diameter, the drilling rate and, especially, the stress level. Hence, if the first two parameters remain invariant for a given coal seam, the stress value in the coal seam (Fig. 1) is responsible for the volume of drilled coal rubble that is recovered from the hole (i.e., from the highly stressed zone drilled by the hole). If the drilling is dry, the drilled coal rubble is calledgum. The non-dimensional diameter，of the highly stressed zone (ratio of the non-elastic deformation zone, diameter D, to the hole diameter d=0.043 m, Fig. 2) can be calculated from the following formula (PETUKHOV, 1972): （1）where n,. is the coefficient of coal loosening on borehole wall that is generally equal to 1.3-1.4, Mo is the gum volume of a borehole (MD=d2/4A, A is the borehole length), and M,S. is the gum volume induced by drilling in a stressed zone) TUKHOv et al., 1976). The vertical stress in the coal seam can be determined as follows (PETUKHOv et al., 1976) （2）where is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.where k is the coal shear strength. Forecast boreholes are usually drilled in intervals (the length of each interval is 1 m). Hence, if we determine the gum volume for each meter of the hole, we can predict the vertical stress distribution in the coal seam near the mine working face.After the drilling of each interval, the gum volume is measured and if it exceeds a definite limiting value (experience at the mining works in North Kuzbass shows that the limiting values are 5 to 8 liters per meter at the fourth and the seventh drilling meter from the drift face, respectively (Table 1), drilling is stopped, and that part of the mine working, is considered rockburst hazardous.2.2. EMR Methodology for Mine MeasurementFigure 3 explains the EMR activity definition. The EMR activity is defined by the number of intersections of the EMR voltage signal (per unit time) with a given volt 100 age level (of a special counter). The EMR activity was measured by a resonance 士1 kHz antenna. Our preliminary mine estimation of electromagnetic patibility conditions showed that the given resonance frequency would allow com-us to accurately extract the useful signal from the industrial background noise.Table 1 Calculation of rockburst hazardous zone parameteFigure 1The vertical stress distribution in the zone of influence of the mine working (all parameters are discussed in the text).The zone of non-elastic deformation excited by drilling in the high stressed zone (b is the non-dimensioned diameter of this zone:the ratio of the non-elastic deformation zone diameter n to the hole diameter d=0.043 m)Figure 3The EMR signal that intersects counter voltage level.中文译文电磁辐射在煤矿冲击地压预测中的应用 韦.弗瑞德摘要：采矿活动引起的强烈岩石破碎导致冲击矿压发生的可能性增加。这些采矿环境导致的岩石破碎引起电磁放射(EMR)的水平增加。本文阐述了电磁辐射规律显现的几个例子。我们首先对煤矿在开采期基于400多个采动和非采动环境下矿压显现状况引起的电磁辐射显现现象作了统计。其中只需以下参数来对矿压显现导致的电磁辐射作评价：声发射、工作面长度、煤厚、煤层硬度。关键词：冲击矿压 电磁辐射 破碎 煤矿1. 简介人们在采矿方面认识冲击矿压现象已经很久了。在部分煤体上的负荷超过一定的水平，冲击矿压发生的可能性就大大增加(PETUKHOV和LINKOV, 1983)。对于冲击矿压发生的预测常常考虑地质因素：生发射的测量、裂隙大小的测量、高应力区域开采导致的岩石破碎度等(PETUKHOV, 1972)。在应用方面，声发射法经常用于前苏联的煤矿。所有的这些方法都非常耗时而且有时很危险，因为需要在开采区域打钻孔，这将导致岩石的应力释放。因为这些原因，工作面冲击矿压危险性预测必须耗时少并且安全。地质方法可以并不能帮助降低这些工作的风险(FALLON等, 1997)。据LOCKNER (1993, 1996)记载, 因为地震原因，著名的古登宝界面和理查德界面有很大的平行面而且有巨大能量的声发射。这个相似点意味着微震 (高频率、小振幅) 是大震 (大振幅、小频率) 的前兆，并且意味着这是声发射法预测冲击矿压的理论基础 (KuKSENKO等，1982; MANSUROV, 1994)。电磁辐射的频率范围与声发射的关系极为密切。因此，两种类型的辐射与岩石破碎有关(YAMADA等, 1989; OKEEFE和THIEL, 1995; RABINOVITCH 等, 1995) 。因此,电磁辐射可以和声发射一起应用于冲击矿压预测。而且，遥控操作使电磁辐射法比声发射法占优势。 举例来说，如果在一个快速推进的工作区域 ( 例如,在一个无人工作面) 矿井巷道的粗糙影响声发射的传输和声发射所需要的各种精确数据构成了矛盾。很多的研究成果已经测试了电磁辐射的不同方面的性能(CRESS等., 1987; FUJINAWA 等., 1992; NITSAN, 1977; OGAWA 等, 1985; WARWICK等, 1982; YAMADA , 1989; YOSHINO , 1993) 。电磁辐射振幅是裂隙区域运动的一个函数(RABINOVITCH et al., 1998, 1999) 。而且，弹力，压力以及它们作用的频率增加会增大电磁辐射的振幅 (GoLD, 1975; NITSAN, 1977; KHATIASHVILI, 1984; FRID, 1999) 。自80年代以来, 对电磁辐射预测冲击矿压问题的研究热度一直在增加。KHATIASHVILLI . (1984)做了一个在深井下预测出5.4级地震的研究。他在井底的观测点距离震源足足有250千米。伴随地震的发生，1-100千赫的低频波急剧增加，而100-1000千赫的高频波在减少。在地震过程种岩石破碎的数量和大小可以，或者大概可以解释这些现象。NESBITT 和 AUSTIN（1988）再次在地表2.5千米下的一个金矿对电磁辐射作了研究。有记载一次微震前一串电磁辐射信号提前发射出来(ScITOVICH 和 LAZAREVICH,1985)。研究还发现乌拉山脉的铁矾土矿的电磁辐射活动显示它的辐射程度迅速地以冲击地压增加而增加(REDSKIN 等, 1985)。类似的情况也在多金属沉淀地层发生，电磁辐射随着岩块破断产生了巨大能量。MARKOV 和IPATOV(1986)在井工矿调查一个磷灰石的电磁辐射活动变化是，确定岩石破断导致的电磁辐射范围在 8-25 mV/ m之间，而且电磁辐射活动在这里也比一般辐射要强。这个非常有限的观点表示，电磁辐射现在是一种普遍在实验室和现场(在地震和冲击矿压之前)被研究的现象。然而, 所有的关于电磁辐射的研究通常是基于经验的，而且理论上的不足对冲击矿压预测是有限的。本文首次拓展基于电磁辐射理论的冲击矿压预测标准。2. 电磁辐射和声发射方法的比较为冲击矿压预测的方法升级是一个非常有意义的事业。因此，新的方法一定要在各个方面与现在目前使用的方法进行比较。在论文的这一部分中我们在讨论电磁辐射法和电磁辐射应用之前，首先讨论目前使用的声发射法，最后将列举电磁辐射和声发射法应用的一些例子。2.1 声发射法对高应力煤层打钻的过程导致了一个受钻孔影响的岩石破碎过程。这个高度破碎区域的体积受钻孔直径，打钻速度，尤其是应力大小的影响。 因此，如果前面两个参数在给定的开采煤层中保持不变，如图1 压力值会对声发射大小有影响。如果干法打钻, 被打的煤岩被叫做 “箱体”(PETUKHOV, 1972)。高应力下的钻孔直径， (强力毁坏区域的直径D,洞直径 d=0.043 m (见图2) 可以由下式求得 （1）其中nr是煤的松散系数，大致为1.3-1.4。Mo是钻孔的声发射值。（TUKHOv et al, 1976). Ms是在高应力区域打钻时的声发射值，煤层应力可由下式确定(PETUKHO等,1976)： （2）其中k*为作用在煤壁上的剪切力。常常把探测钻孔间隔打(间隔距离1 m)。因此，如果我们为声发射探测每公尺布置一个钻孔,我们能预测工作面煤壁的垂直压力分配。在每打钻之后，就获得一次声发射值，而且到达一定值就停止钻孔。试验工作面被衡量为有冲击矿压发生危险。声发射被测得，而且如果它超过明确的极限(在North Kuzbass的采矿经验声发射限值是每公尺 5 到 8 个单位，出现在第四个和第七个钻孔, (见表 1)。2.2 电磁辐射法在矿井中的应用图3 显示了电磁辐射活动规律。电磁辐射活动规律是由给定(用特殊计算器)的电磁辐射电压信号(每隔单位时间发射)决定的。电磁辐射活动规律由一个士1 kHz测量仪器测量。表1冲击矿压危险区参数计算图1工作面矿压影响范围内的垂直应力分布图(所有的叁数在本文中都已定义)图2在高应力区打钻将会对岩体造成塑性破坏 (b 是该区域直径于塑性破坏区直径的比 d=0.043 m)图 3不同电压信号下的电磁辐射显现煤矿瓦斯抽采技术研究及应用摘 要：煤矿瓦斯事故是最严重的矿井自然灾害之一，它也是长期制约着我国乃至全世界煤矿安全生产工作的“瓶颈”。近年来，尽管国内外专家、学者对其防治工作进行了较为深入的研究和探索，并取得了很大的技术突破，但由于实际生产过程中影响煤矿瓦斯赋存、分布、涌出、运移和流动规律的因素较多(如煤吸附常数、煤层孔隙率、煤层瓦斯压力、煤层透气性系数、煤的变质程度、煤层厚度、煤层埋深、采动裂隙的大小、上覆基岩厚度和水文地质条件等)，想要准确得到矿井瓦斯的分布和运移规律、预测矿井瓦斯涌出量和定位合理有效的瓦斯抽采钻孔位置都存在一定难度。本文通过基础理论分析、建立数学模型，实验室模拟和现场实际测定等手段:首先分析了矿井瓦斯地质赋存和分布特征、影响瓦斯涌出因素和煤层瓦斯受采动影响后的运移规律等方面问题。其次建立了具有连续性和动态特征的煤矿瓦斯涌出量分源预测数学模型，即综采工作面瓦斯涌出量预测模型、掘进工作面瓦斯涌出量预测模型。关键词:煤矿瓦斯;赋存运移规律;涌出量预测;相似模拟;抽采技术1 绪论1.1 引言瓦斯事故是最严重的矿井灾害之一。我国的煤矿瓦斯与煤尘爆炸事故、煤与瓦斯突出事故频繁发生，伤亡人数多，严重影响着煤矿的安全生产。目前，全国共有高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井约9000多处，占生产矿井总数的30%左右。建国50多年来，我国一次伤亡100人以上的特别重大事故共发生71次，仅瓦斯爆炸事故就达49起，占全部特别重大事故的69%。可以说，矿井瓦斯灾害防治工作不论是过去还是将来，一直是煤矿安全工作的重中之重。我国的瓦斯综合治理工作任重而道远。1.2 国内外研究现状为满足经济快速发展的需要，世界各国煤炭生产规模和产量正在不断扩大。而矿井瓦斯抽采效果和效率是制约矿井增产的重要因素，与此同时，随着井下开采深度的不断增加，低透气性高瓦斯煤层也越来越多。因此，怎样卸载瓦斯压力、增加煤层透气性、加快瓦斯抽采速度、提高其抽采效率并最大限度的预防和控制煤与瓦斯突出事故的发生频率和危害性己经成为矿井安全工作人员和煤矿瓦斯防治专家所关注和研究的重中之重。历史上最早的瓦斯抽采记录显示，英国煤矿在十八世纪就己经开始进行了瓦斯抽采。矿井技术人员发现，当竖井掘至76.8m深时，井下有大量瓦斯涌出。因此人们用直径为50mm管密后，将瓦斯引至井外，以供当地一位学者的实验使用。上个世纪80年代，美国率先采用地面钻井瓦斯抽采技术，对未投入生产的矿井进行采前预抽工作，并得到了较好的收效。总的来说，世界煤炭主要生产国根据各自的煤地质状况，相应采取不同的瓦斯抽采方法，如煤层预抽采瓦斯，掘进面抽采瓦斯、工作面抽采瓦斯、采空区抽采瓦斯、和地面钻井抽采瓦斯等。而我国瓦斯抽采技术也经历了几个不同的发展阶段。最初在1905年辽宁抚顺采用了高透气性煤层瓦斯预抽技术。到了1955年，山西阳泉矿务局开采使用了邻近层卸压瓦斯抽采技术，随后该技术被广泛应用。1970年左右，国内瓦斯防治专家又研究出了瓦斯抽采强化方法(如水力割缝法、大直径千米钻孔法、松动爆破法、高压注水法和水压致裂法等)。近几年，随着煤层开采深度的不断增加，任何单一瓦斯抽采方法都无法有效地解决煤矿瓦斯隐患。因此，国内矿井，特别是高瓦斯低透气性矿井开始采取多种瓦斯抽采技术综合应用的办法，大力发展高产高效的煤与瓦斯共采的绿色环保综合抽采技术。1、国外瓦斯抽采情况统计随着瓦斯抽采技术的不断进步，世界各国的可抽采瓦斯矿井和瓦斯抽采量也有了显著的提高。早在二十世纪五十年代末，欧洲的英国、比利时等国家就先后进行了大规模的工业瓦斯抽采，年抽采量达到了5700m3。从二十世纪60年代到90年代，全世界的矿井瓦斯总抽采迅速攀升，1951年世界瓦斯抽采量为1.246亿m3，到了1987年，其总量增加到54.31亿m3。单个矿井的抽采量也由原来的198万m3/井增至577万m3/井。而可抽采瓦斯矿井的数目增加了近十倍，由最初的68个增加到后来619个。最新数据表明，从全世界范围来看，应用瓦斯抽采技术的国家己达到17之多，前苏联的抽采量最大，一年就高达为24亿m3左右，而且更多的国家开始致力于该项技术的研究和应用。瓦斯抽采为满足经济快速发展的需要，世界各国煤炭生产规模和产量正在不断扩大。而矿井瓦斯抽采效果和效率是制约矿井增产的重要因素，与此同时，随着井下开采深度的不断增加，低透气性高瓦斯煤层也越来越多。因此，怎样卸载瓦斯压力、增加煤层透气性、加快瓦斯抽采速度、提高其抽采效率并最大限度的预防和控制煤与瓦斯突出事故的发生工作己经被这些国家作为预防矿井灾害发生，保证安全生产工作的基本技术手段和必不可少的煤炭生产技术环节。2、国内瓦斯抽采情况统计近年来，我国也开始重视对煤层气的开发和利用，煤矿井下瓦斯抽采从少到多，据统计表明:2005年全国煤矿瓦斯累计抽采瓦斯量达23亿立方米。而2006年的抽采量到32一亿立方米，利用量达11.5亿立方米。到了2007年，全国瓦斯抽采达47.35亿立方米，利用量14.46亿立方米。2008年我国矿井瓦斯抽采量达到55亿立方米，同年8月，国土资源部最新的煤层气资源评价中指出:中国煤层气资源非常丰富，全国埋深2000米以浅煤层气地质资源量为36.8万亿立方米，相当于国内目前常规天然气的地质资源量(35万亿立方米)，是仅次于俄罗斯、加拿大的世界第三大煤层气储藏国。到了2009年，全国煤矿瓦斯抽采量达到61.7亿立方米、利用量达到17.7亿立方米。2011年1月5日，全国煤矿瓦斯防治部际协调领导小组第八次会议在北京召开，会议中指出2010年全国煤层气抽采量88亿立方米，利用量36亿立方米。另外会议还要求，2011年我国煤层气抽采量要达110亿立方米，利用量要达50亿立方米。1.3 本文主要研究内容综上所述，综观国内外矿井瓦斯防治技术的研究现状，我们认为，前人的研究领域已经十分的深入和广泛，并己取得了许多重要研究成果，为矿井的安全生产做出了重大贡献。本文作者试图在广泛学习、借鉴的基础上，结合付家焉矿井的生产实际，就矿井生产中的瓦斯抽采技术管理体系建设及其应用等方面进行一些有益的分析、探索和研究。本文综合运用多种研究方法对其进行深入研究，如基础理论分析法、相似材料模拟实验法、计算机模拟法和现场的工业试验等方法。通过对付家焉煤矿生产及通风瓦斯资料的收集、现场调研、实地考察等方式，通过对该矿瓦斯地质赋存状态、瓦斯分布及涌出规律、瓦斯抽采工艺技术和煤与瓦斯突出预测及防治等问题进行深入分析、研究、论证和技术方案的比较，试图得到解决付家焉煤矿高瓦斯灾害的方案模式，其具体研究内容主要包括以下几个方面:1、对整个矿区地质构造、构造控制特点和瓦斯地质分布、赋存规律的研究依据区域地质构造理论，研究和分析了矿区地质构造在不同时期的位置;分析了由于构造运动引起的应力场变化特点、地壳运动作用规律及其对煤、岩层中瓦斯的产生、分布、运动、存储前提的影响和对煤矿乃至整个矿区瓦斯突出危险区域的严重影响。在此基础之上，笔者研究了矿井构造对瓦斯赋存和分布的掌控，仔细探究了褶曲、断层和陷落柱关键地质因素对瓦斯分布、流动的的影响。2、对矿井回采工作面及采空区的瓦斯分布和运移规律的研究。通过在实验室建立相似模式通风系统模型，采用多种通风方式进行通风，并进行有针对性的测定，最终确定矿井采空区瓦斯分布和运移的普遍规律。根据付家焉煤矿的实际情况，找出该矿井的回采工作面及采空区瓦斯分布、涌出规律，确定瓦斯流动的基础参数测试和计算。并根据所得规律建立回采工作面及采空区的瓦斯涌出预测模型，为付家焉煤矿的瓦斯抽采和煤与瓦斯突出防治工作提供基本依据。3、对瓦斯涌出量预测的研究无论是煤矿通风专篇设计，还是瓦斯抽采和管理设计都离不开矿井瓦斯涌出量的确定。通过对多种瓦斯预测方法的比较，最终确定采用分源预测法对付家焉煤矿瓦斯涌出量进行有针对性的预测。该预测方法主要依据煤层瓦斯含量，按照煤矿瓦斯主用涌出地带，即回采(开采层、围岩和邻近层)、掘进和采空区瓦斯涌出量进行计算，进而达到预测掘进工作面、回采工作及采空区瓦斯涌出量之目的。4、对采空区瓦斯运移规律的相似模拟实验研究。本文通过对付家焉煤矿采空区的相似模拟实验研究，得到了该矿采空区瓦斯分布和运移规律，为该矿瓦斯抽采设计方案提供了参考。5、对抽采方法的选择的研究。根据不同矿一井地质条件下瓦斯抽采方法选择的基本原则和根据付家焉煤矿的实际情况，确定出了两种主要的瓦斯抽采方式:第一种是本煤层抽采，即掘进工作面边掘边抽和回采工作面采前预抽和边采边抽。第二是采空区抽采，即老采空区全封闭抽采、高位钻孔抽采(钻场布置在煤层内)和采空区(上隅角)插管抽采。6、对瓦斯抽采钻孔参数的研究。依照对不同钻孔参数(如长度、直径、间距、负压等)条件下的瓦斯抽采效果来进行现场试验研究，探究不同钻孔参数与瓦斯抽采量、抽采速度的关系，从而确定符合付家焉煤矿客观实际情况的最佳瓦斯抽采钻孔工艺。7、对瓦斯抽采效果的预测研究。首先依据付家焉煤矿的实际走向、倾斜、钻孔间距和钻孔长度来确定开采煤层的预计抽采量;其次预测出付家焉煤矿回采工作面及其采空区瓦斯(包括围岩、邻近层瓦斯)涌出量;再次是根据掘进工作面的钻孔数和钻孔直径来确定掘进工作面瓦斯抽采量;最后将三者抽采量相加得到付家焉煤矿矿井瓦斯抽采总量。本论文以高瓦斯突出矿井基本研究对象，并从该矿井的实际情况出发，综合对比、分析和研究了该矿井的基本地质构造、可采情况、基本参数瓦斯地质赋存、分布、涌出及运移规律、通风排放瓦斯极限能力煤层分布和、瓦斯抽采(如抽采钻孔参数等)和抽采系统。采用基础理论分析、实地考察、现场观测、实验室相似模拟采空区实验和基础数据搜集等多种方式相结合的办法，预测了付家焉煤矿的瓦斯涌出量、探讨了对该矿进行瓦斯抽采的必要性和可行性、综合对比了多种瓦斯抽采方法，并确定了适合该矿一井瓦斯抽采的最优方案。2. 矿井瓦斯运移规律分析2.1 瓦斯在煤体中的赋存规律煤体是由孔隙和裂隙共同组成的，煤层属于多孔介质结构，其中充满了各种形状的微小孔隙和裂隙。当煤炭开采工作接触到煤层的时候，瓦斯从内部煤层向外涌出，这个运移过程不仅十分复杂，而且受到煤层的原始条件、采煤方法、地下应力场及履岩运动等因素的影响。所以说，从宏观的角度来探究某一特定区域煤层瓦斯运移规律是可以的。煤层中的裂、孔隙的大小、形状不相同，因此说裂隙较大区域会出现紊流状态，较小的区域会出现层流运动，而微孔裂隙会出现扩散分子滑动的现象。前人根据数值模拟、实验室模拟以及现在实测，得出了瓦斯流动的主要规律符合达西定律(层流运动)。2.1.1 瓦斯在煤层中运移的基本参数1、煤层瓦斯压力在煤层中，由游离瓦斯所产生的气体压力被称为煤层瓦斯压力。地下矿井瓦斯赋存带的上部所产生的瓦斯压力为0.150.2MPa，随着矿井深度的增加，其瓦斯压力也逐渐增加，资料显示，井下深度的增加814m，瓦斯压力约增加0.1MPa。通常情况下，当煤层的赋存情况稳定，且煤田地质构造没有受到大的破坏的情况下，相同煤层和深度的各点的瓦斯压力基本相同。而当地质构造出现较大变化时，会直接影响瓦斯压力的分布。例如，在某些地质构造复杂的地带，由于受到强大的构造应力的影响，煤体中所包含的一些大的裂隙和孔隙会变小甚至完全闭合，减少了瓦斯流动、渗流和扩散的通道，或者干脆形成了相互隔离的空间。这就使地应力大大增高，而隔离空间中的瓦斯也大大增高，最终导致了局部地带瓦斯压力骤增的情况。除了地质构造对瓦斯压力分布有影响之外，采动应力也会使局部低瓦斯压力增高。此外，煤层瓦斯压力的分布还和煤层所在位置受到的地应力影响的强弱有关系。通常情况下，因为受到瓦斯风化带的影响，处于浅部煤层的构造地应力较小，所以其瓦斯压力比较小或者与静水压力相似，p/MPa=0.01H/m。而在井下更深的地带，因为地应力(如自重应力、温度应力和构造应力)会随着井下深度的增加而增加，会出现瓦斯压力大于静水压力的情况，p/PM的值会达到(0.0130.015) H/m。个别开采或构造应力很大的区域，其瓦斯瓦斯会更高。2、煤层透气性系数和处于多孔介质中的水流动时产生的渗透系数入相似，煤层瓦斯运移的难易程度通常可以用煤层透气性系数来表示。因为瓦斯作为一种气体，其流动和运移过程中的密度较小，体积可以膨胀，所以其流动情况稍显复杂。通常情况下，由于地质构造的完整性，原始煤层的透气性很低，煤层中瓦斯的流速较慢，每天不超过几米。由于瓦斯的温度与煤层温度一致，所以可以认为其整个流动过程是一个等温的过程。煤层瓦斯流动的整个过程基本符合达西定律。煤层内部裂隙和孔隙的大小、形状和分布决定了煤层透气性的大小。而煤层中的裂隙主要有两种:一是煤体内部作用力(煤层层理及煤的胶粒结构)而形成的裂隙;二是由于受到外部作用力(煤炭开采及地质构造应力)而形成的新裂隙。煤层层理对煤层透气性也有一定影响。垂直层理与沿层层理方向透气性的差别较大，少则几倍，多则几十倍。煤质不均一，软硬变化千差万别，地应力活动无规律及地质结构发生巨变都会导致裂隙对煤层透气性影响较大，所以说煤层内各个地点的透气性不尽相同，一般只能借助综合平均的数值表示某地区煤层的透气系数。当在松软煤带开展采煤工作的时候，采动地压作用使得煤层本身更加容易破碎，煤壁周围的软煤形成很宽的卸压带，煤层透气性和瓦斯涌出量大大增加，这就是为什么在地质破坏严重地带的煤层打钻孔时会发生瓦斯喷出的现象。尽管前人对煤层透气性系数进行了大量研究，可至今还没有可靠标准来预测瓦斯突出灾害的发生。煤炭开采过程引起原始地应力变化会导致煤层透气性的变化加大。煤层透气性系数能在集中应力区域降低50%以上，而在卸压带能提高上千倍。所以说卸压可以大大提高煤层透气性系数，使得煤层中瓦斯的流动速度加快。2.1.2 瓦斯在煤层中的运移规律在较大的孔隙和裂隙内，瓦斯的运移会同时出现层流和紊流两种情况。通常情况下，只有出现煤与瓦斯突出或者瓦斯喷出的时候会发生紊流状态，而原始煤层中的瓦斯运移属于层流运动。1、线性渗透当煤层中瓦斯流动的速度与瓦斯压力梯度符合正比例关系的时候(即煤层中的瓦斯流动为线性渗透状态)，可视为线性规律(达西定律)。前人在经过大量实验证明出:大孔隙和裂隙内的瓦斯流动完全符合达西定律，公式如下:公式中：q一一比流量，m3/(m2d);一煤层的透气性系数，m2/(Mpa2d);P1入口处瓦斯压力的平方，MPa2;P2出口处瓦斯压力的平方，Mpa2;L煤样长度，m。20世纪40年代以前，人们认为层流运动符合达西定律，而不符合达西定律的流动属于紊流。后来大量实验表明:当地下流体的雷诺数Re远小于2000的时候，流体流动不服从达西定律。在引入雷诺数概念后，煤体中瓦斯的流动状态可分为种情况:当Re的值小于10的时候，粘滞力很大，可视为线性层流区域，完全符合达西定律;当Re大于10且小于100的时候，粘滞力一般，可视为非线性层流区域，符合非线性渗透定律;当Re大于100的时候，惯性力很大而粘滞力很小，流动阻力与流动速度的平方成正比。上图反映了流体在多孔介质中的流动状态和变化规律，有图可知层流运动比达西定律适用的范围要大一些。事实上，流体运动状态的改变都是逐渐的，没有准确的分界线。煤体内瓦斯流动的通道是弯曲不规则的，断面复杂多变，所有流体质点都做曲线运动，且速度和加速度都在不断变化。当孔隙直径小或者流体流动速度低的时候，粘滞力所产生的摩擦阻力大于惯性力，此时符合达西定律。而当孔隙直径大或者流体流速快的时候，惯性力大于摩擦阻力的数量级，则不符合达西定律。由于煤体内的孔、裂隙大小、形状、曲率、结构等参数不均，所以这种变化情况主要出现在层、紊流交替之时。可从宏观的角度来分析这个现象，多数状态下，某一特定区域煤层瓦斯的运移仍可能符合线性渗流。2、非线性渗透当雷诺数Re达到很大的时候，煤层中的瓦斯便不再符合达西定律，而是出于非线性渗流状态。在这种条件下，比流量和压力差之间的关系如下面方程所示:式中:qnn点的比流量，m3/(m2.d);m渗透指数，m=l2;dP瓦斯的压力平方差，MPa2;dn一和瓦斯运移方向相同的某个极小的长度，m;煤层的透气性系数，m2/(Mpa2.d)。当m取1的时候，公式(2-3-6)和达西定律一致;当m大于1的时候，若雷诺数Re增加，流体在具有局部阻力的区域(转弯处，突然扩大或缩小区)会损耗更多的压力，导致比流量q。降低，此时多孔介质中流体流动呈非线性渗流。当压力梯度较小或流体流动速度很低的时候会产生非线性渗流。壁面分子对流体分子产生的引力会减小流动速度，即产生非牛顿流动现象。当多孔介质的孔隙和裂隙小于或远小于流过的气体分子平均自由程的时候，分子不能呈气体状态进行自由的运动，而只能在孔隙壁面上产生滑动，即分子滑流现象(克林伯格效应)，此时流体的流动状态也属于非线性渗流状态。2.2 上履煤、岩层采后卸压和采动裂隙分布特征规律研究2.2.1 履岩分带和分区的依据1、综采面上覆岩层沿工作面推进方向(X方向)的划分在煤壁支撑区，随着煤炭开采的进行，煤层上方的岩层沿综采工作面前方十几米处开始产生强烈的变形。这一区域的突出特征是垂直移动距离很小，而水平移动距离较大，在极少数的情况下还会产生岩层上移的特殊现象。一般情况下，当回采工作面推过此区域后会出现垂直移动剧烈的情况。沿煤壁支撑影响区远离回采工作面的方向上，垂直移动的情况开始急剧。由于开采水平的不同，各个岩层的垂直移动速率也不尽相同，总的来讲是越向上层越缓慢。在这个区域内的煤、岩层会形成间离层，因此为此区域为岩层离层区。从此区域再向深处，变形曲线开始趋于缓和，这是因为己经破断的煤层和断裂岩层开始重新受到冒落研石的支撑因此，该区域称为重新压实区。在该区域内，被采煤层下层岩层的移动速率远缓于其上层岩层，各岩层也重新进入相互混合压实的阶段。特别的，采空区浅部的煤壁支撑影响区和岩层离层区是瓦斯集中的重点区域，因为这两个区域的的裂隙较大，透气性相对较好。因此说对这两个区域的垮落特征、高度和宽度的分析是应对综采工作面瓦斯超限问题的重点。2、沿回采工作面长度方向(Y方向)的划分顶板压力的不同是对采空区宽度方向上区域划分的主要因素。这个方面的划分方法与上覆岩层的划分方法相近，但也有其不同点。在距离煤壁一个周期来压的左右区域内，老顶下沉的较少，垮落的煤体和岩体与其上方顶板之间存在着一定空间，此时垮落的煤体和岩体不受任何外界压力，处于完全自然下落和堆积的状态，因此称此区域为自然堆积区。之后随着此煤层回采的进行，刚刚垮落煤体和岩体的区域就都为自然堆积区。而先前垮落的煤体和岩体开始逐渐受到上部顶板的压力，此时顶板间的空隙也不复存在，因此最初垮落的区域变成为载荷影响区。当此煤层开采到最后的时候，先前垮落的煤层。和岩层区域变成了载荷影响区，而由自然堆积区转变为载荷影响区的区域受到了严重的顶板下沉压力，几乎没有任何空隙，此时，该区域被称为压实稳定区。需要强调的是，采空区内部的自然堆积区和载荷影响区是瓦斯集中的重点区域，因为这两个区域的的裂隙较大，透气性较好。因此说对这两个区域的高、宽度及垮落特点的分析和研究是治理综采工作面瓦斯超限的关键环节。3、沿顶底板垂直方向(Z方向)的特征及划分依据矿山压力控制理论和岩层控制理论，沿煤层顶底板垂直方向可将采空区自下而上划分为下部垮落带、顶板裂隙带和弯曲下沉带。具体来说，综采面进行煤炭开采时，煤层上方顶板不断垮落大量的煤、岩体，从而形成了垮落带。只有当不断垮落的煤、岩体体积充满整个采空区之后，且能完全支撑其上方顶板由于采动所产生岩层断裂带的时候，整个垮落带结束垮落。有些时候，尽管顶板下方主要岩层下方仍有空隙，但由于采空区暴露面积较小或受到采动的影响较小，这些主要岩层能自动形成砌体梁结构并得到平衡，此时垮落也会结束。垮落带内破裂和断裂所产生的煤、岩块大小不一，形状各异，无规则可循，且排列十分混乱，破碎和膨胀系数非常大。因此，处于采空区的采落煤、被采煤层、上邻近层及周围岩体所涌出瓦斯的分布和移动创造了大量空间。影响垮落带高度的因素很多，如被采煤层厚度、垮落煤、岩体的破碎膨胀系数及再压实程度、上部顶板主要岩层具体位置、基本结构和变形程度。在煤炭开采过程中，垮落带上部所形成的采动破碎断裂带内的岩层分为主要岩层和次要岩层，它们不仅支撑着更高层次的岩层，且决定着其上部岩层的运动和变形。处于断裂带内的各个岩层沿着层理断裂产生大小不等的离层，并在地应力的作用下形成很多垂直或斜交于这些岩层的空隙和裂隙。此带岩无有大量垮落，可由于下层岩体垮落产生大量裂隙，导致了该地带的整体性被破坏。尽管如此，主要岩层断裂之后仍会形成砌体梁结构以保证地质平衡，这也决定了裂隙带内岩层有规律的向采空区移动。该层的可压实性相对较小，故其破碎膨胀系数也很小。垮落带形成的离层裂隙与断裂带内的裂隙相互贯通，为瓦斯的涌出、扩散和运动提供了广阔的空间和畅通的通道。由于本身的密度小于空气，无论是来自垮落带、邻近层还是周围岩体的瓦斯都会大量向上层岩层的裂隙上升、移动。这也直接给煤炭的采掘过程制造了巨大的阻碍。由此我们可以得出这样的结论:因为冒落带和裂隙带的导气性都很好，所以将此二带统称为导气带。岩层最下方的垮落带大量垮落和相对上方的裂隙带产生剧烈形变，直接引起了裂隙带上方的关键岩层在自身重力的作用下出现整体移动且略微形变和下沉的现象，因此说此层的完整性保持的较好，基本不会再出现岩层断裂和破碎等情况。正是由于其受采动影响较小，受到破坏而产生的断裂裂隙相对较少，此带内基本不会出现可以大量导气的裂隙。需要说明的是，不同矿井采空区上部的弯曲下沉带厚度也不尽相同，其主要受到岩层性质的影响。比如说，自身为既脆又硬的岩层所产生的下沉带大都是其下部采动裂隙带的3到5倍，而自身为相对较软的岩层所产生的下沉带大都是其下部采动裂隙带十倍或数十倍以上，少数情况会直接通向地表。2.2.2 履岩的基本划分情况对上履煤、岩层开采卸压后的瓦斯赋存、分布及运移规律的研究是高瓦斯地渗透率综采面卸压抽采瓦斯技术的理论基础。综采面的瓦斯来源是多方面的，其中主要有回采工作面煤壁所释放的瓦斯、回采工作面采落煤解析的瓦斯和采空区用处的瓦斯。而三者相比较而言，采空区所产生的瓦斯最多、浓度最高。由于受到煤炭开采过程中的地应力重新分布的影响，采动断裂带产生断裂裂隙和离层裂隙，而与采空区相连的整个采动裂隙网络变成了采动裂隙带。在本身的上升、悬浮、扩散、渗透和流动的作用下，大量瓦斯聚集在采动裂隙带中，便形成了瓦斯抽采重点区带。在对卸压面瓦斯渗流规律研究之前，必要搞清楚卸压综放面煤体、岩体的基本垮落的特性;确定出自然堆积区、载荷影响区和压实稳定区各自的膨胀系数、孔隙率等分布特征。采场上覆岩层采后变形、移动的基本道理和经典矿山压力理论将采场周围的煤、岩体变形空间进行了基本的划分。沿综采面及采空区垂直方向上(Z方向)，自下而上分别为顶板垮落带、煤岩裂隙带和弯曲下沉带;而沿工作面走向长度的方向上(X方向)，自左到右分别为煤壁支撑区、煤岩离层区和重新压实区。依据采掘空间上覆岩层运动学说，探究煤层开采后采空区上部顶板岩石性质及己经垮落煤体和岩体的破坏情况，也能将采空区在宽度方向(Y方向)上划定为三个区域，即自然堆放区、载荷影响区和压实稳定区，具体的直观效果图如下2.3 首采关键卸压煤层瓦斯运移规律采空侧围岩结构运动及裂隙发育规律研究表明，煤层群首采关键卸压层开采后，在采空侧顶板存在“竖向裂隙发育区”，采空侧采动影响区内顶板岩层裂隙呈现动态演化。竖向裂隙区外侧为增压区、内侧为卸压膨胀稳定区。冒落带岩体呈不规则堆积，由于采动应力影响，沿工作面推进方向，采空侧空隙分布呈“O”形，由于瓦斯比重小，气体上浮，采空区瓦斯易于富集在上部沿空留巷采动冒落空隙区(图3-1-1中的1区)。规则冒落带和裂隙带中竖向裂隙区(图3-1-1中的2区)顶板岩层产生卸压膨胀，该位置区域离层裂隙和竖向破断裂隙发育，横向和竖向裂隙贯通，并和不规则冒落带相连通，为围岩卸压瓦斯和采空区积极的瓦斯提供良好的储集场所。弯曲下沉带内由于煤体发生膨胀变形，弯曲下沉带内煤体中离层裂隙为主，煤层的透气性显著增加，处于弯曲下沉带竖向裂隙区中的煤层(图3-1-1中的3区)为远程卸压抽采瓦斯提供了良好的通道。底板远程卸压膨胀区的卸压煤层离层裂隙发育，煤层中富含大量的卸压瓦斯(图3-1-1中的3区)。冒落带；裂隙带；弯曲下沉带；A煤壁支撑影响区；B离层区；C重新压实区；1上部采动冒落空隙区；2裂隙带内的竖向裂隙发育区；3远程卸压煤层裂隙发育区图3-1-1 采动覆岩移动“竖三带”、“横三区”和“裂隙发育区”模型从图3-1-1中可以看出，由于煤层看出后上覆岩体形成承重岩层，承受的重量将转移到工作面前后方和两侧的媒体上，从而在采空区下方形成卸压区。看出煤层顶底板经历了采前压力升高、采后压力降低、压力逐渐恢复几个阶段。在留巷边界处向小于原始应力的垂直等应力曲线作切线，便可得到上部煤层开采以后，在采空区上下方形成的卸压区范围。卸压开采瓦斯下向抽采钻孔应布置在该区，该区域左边界角为采动卸压角。卸压开采沿空留巷采场裂隙演化特征为卸压瓦斯抽采钻孔的布置提供了理论依据。2.4 卸压瓦斯富集区分布规律首采关键卸压煤层工作面的瓦斯主要来源于本煤层、采空区和邻近层的卸压解吸瓦斯。由于煤层松软、透气性低，穿层、顺层钻孔施工困难，抽采效果极差。U形通风全冒采煤法开采的工作面若对采空区实施大面积抽采，工程难度大，而且抽不出高浓度瓦斯。沿空留巷Y形通风方式开采的工作面，留巷处于采空侧，为首采关键卸压层抽采覆岩卸压瓦斯提供了必要和有利的条件。因此，寻找卸压瓦斯运移的裂隙通道和瓦斯富集区是实施有效煤与瓦斯共采的技术关键。根据矿山岩层移动理论，煤层在开采过程中，顶底板岩层冒落、移动，产生裂隙，远程煤层卸压，煤层透气性显著增加，为卸压煤与瓦斯共采创造良好的条件；首采关键卸压煤层和相邻卸压煤层内的瓦斯卸压、解吸，出于瓦斯具有升浮移动和渗流特性，来自于大面积的卸压煤层的瓦斯沿裂隙通道汇集到顶板竖向裂隙充分发育区，即汇集到顶扳竖向裂隙区，在顶板竖向裂隙槽内形成卸压瓦斯积存库。基于沿空留巷条件，把抽采钻孔布置在顶板竖向裂隙槽，能够获得理想的抽采低位高浓度瓦斯效果，从而避免采空区瓦斯大量涌入回采空间。(1) 首采层采空区顶板瓦斯富集区根据淮南C13煤层的赋存特征，工作面的布置参数，U形通风方式条件，应用FLAC数值计算，采用弹性物理模型和MohrCoulomb强度淮则，模拟采场空间顶板冒落带及裂隙发育特证，并利用数值模拟结果找竖向裂隙区存在的位置。模拟的条件为工作面倾向长度180m，采高3m，煤层顶板模拟高度45m，底板厚10m，倾角10。岩石力学主要参数取自开采试验资料、钻孔岩芯取样试验及顶板岩性分类资料。图2-4-1为数值模拟结果，表明淮南C13开采时，复合顶板的采场顶板竖向裂隙区的位置：以留巷上风巷为界，右边角60，左边角95；垂直煤层顶板向2.88.3倍采高(825m)，倾斜方向030m，为裂隙充分发育区。数值模拟结果与实验室相似材料模拟试验结果十分吻合。(2) 卸压开采上向卸压煤岩层卸压瓦斯分布规律淮南矿区煤层赋存特征是高瓦斯、低透气性松软煤层，新区多为远距离煤层群，如B11煤和C13煤层间距约7090m，潘一矿远程下卸压层开采工程实践表明：在层间距近70m，相对层间距(层间距与开采煤层采高之比)35倍条件下，通过现场考察，得出的卸压煤层远程卸压相关参数的变化规律：在卸压保护区内，煤层膨胀变形最大达到2.633%，上部卸压煤层透气性系数由0.01135m2/(MPa2d)增加到32.687m2/(MPa2d)，增加了约2880倍；由于远程卸压煤层距离首采关键卸压煤层距离远，远程卸压煤层与首采卸压层中间具有致密隔气性较好的泥岩，远程煤层中高压瓦斯不能通过中间卸压层流入首采关键层的采动空间。因此，远程卸压煤层中的富含高压瓦斯储集在煤层中，而煤层的透气性由于受采动卸压大幅度增加，煤层的瓦斯可抽性，因此，在留巷内向远程卸压煤层施工穿层瓦斯抽采钻孔，把钻孔布置在远程煤层卸压区内，能够获得理想的抽采高浓度大流量瓦斯效果。现场实验研究得出：被卸压煤层瓦斯抽采率达到65%左右，实现了高瓦斯煤与瓦斯突出煤层向低瓦斯状态的转变。图2-4-1 首采层开采后顶板裂隙发育状态的数值模拟结果淮南矿区首采卸压层采用巷道法法试验研究得到的上向卸压范围为：1) 开采下卸压层时，沿煤层倾向的卸压范围向高度方向发散，淮南矿区老区开采下卸压层倾向卸压角在110.2118.9之间；新区开采下卸压层倾向卸压角在102.0110.0之间。2) 淮南矿区老区开采下卸压层倾向卸压范围(K0.9区域)向顶板方向发展高度超过130m，新区开采下卸压层倾向卸压范围向顶板方向发展高度达到150m。(3) 卸压开采下向卸压煤岩层卸压瓦斯分布淮南市新庄孜煤矿B8煤层与B4煤层层间距为41.92m，相对间距(层间距与开采煤层采高之比)20.9倍条件下，首采卸压煤层开采后，采空区底板发生膨胀变形，通过现场考察，上保护层卸压开采后B4煤层膨胀变形此时达到了最大值27.110-3，远远超过了6；下部卸压煤层透气性能大大增加到了22.2 m2/(MPa2d)，即是原始透飞性系数的约600890倍。淮南矿区首采卸压层采用巷道法实验研究得到的下向采用范围为：1) 开采上卸压层时煤层倾向的卸压范围向深度方向收敛，淮南矿区老区开采上卸压层倾向卸压角在75.082.0之间；新区开采上卸压层倾向卸压角在83.085.0之间。2) 淮南矿区老区开采上卸压层倾向卸压范围(K1.0区域)向底板方向发展深度超过100m，新区开采上卸压层倾向卸压范围向底板方向发展深度超过80m；裂隙发育深度到B10煤底板2831m。由于瓦斯比重轻，底板裂隙发育区有竖向裂隙与采空区裂隙贯通，因此，底板卸压瓦斯上浮运移至采空区，在底板裂隙发育区没有显著的瓦斯富集区。但在底板2831m以下具有致密隔气性较好的泥岩远程卸压煤层中，存在高压富瓦斯煤层，煤层具有一定的采动层间离层裂隙，煤层透气性大大增加，在该卸压煤层卸压区上部部置抽采瓦斯钻孔，卸压煤层底部的瓦斯解吸并通过层间裂隙运移到上部抽采钻孔周围而被抽采。在下向钻孔密封性保证条件下，下部远程卸压煤层能抽采较高浓度的瓦斯。现场实验研究得出开采首层被卸压煤层瓦斯抽采率达40%，多重卸压后被卸压煤层瓦斯抽采率达60%左右。3 煤矿瓦斯抽放技术3.1 首采区煤与瓦斯共采抽采(1) 抽采卸压瓦斯机理长期理论研究突出危险煤层的开采实践证明，对于低透高瓦斯煤层群条件，开采首采关键卸压层和预抽被保护区卸压煤层瓦斯是有效地防治煤与瓦斯突出和实现安全本质型生产的区域性措施，该方法可以避免长期与突出危险煤层处于短兵相接状态，提高了防治煤与瓦斯突出措施的安全性和可靠性。高瓦斯突出危险煤层透气性通常比较低，直接进行原始煤体瓦斯抽采瓦斯消突，需钻孔布置密集、抽放时间长、效果差。利用首采关键卸压开采形成的卸压作用，可几十倍、几百倍甚至数千倍的提高被保护煤层的透气性。根据首采关键卸压层开采的具体情况，配合各种形式的卸压瓦斯抽采技术，能够抽出大量的卸压瓦斯，不但能消除被保护卸压区域煤体的突出危险性，而且能够减小首采关键层和被保护卸压煤层工作面回采的瓦斯涌出，保障回采过程的安全、高效。另外，抽出的大量高浓度瓦斯可以开发利用，如发电和民用川，减少了大量温室气体的排放，不但促进了高效洁净能源的利用，而且保护了人类的生存环境。首采关键卸压层开采后，岩体中形成自由空间，破坏了原岩应力平衡，岩体向采空区方向移动，发生顶板冒落与下沉、底板鼓起等现象，如图2-4-2所示。图3-1-3 沿空留巷钻孔法抽采卸压瓦斯煤层煤与瓦斯共采原理图煤层与岩体发生卸压、鼓胀，同时产生大小不同的裂缝，透气性增大，卸压瓦斯得以排放，瓦斯压力和瓦斯含量下降，煤体变硬，进而达到消除煤层突出危险件的目的。传统的保护层开采技术的核心是被保护层的卸压作用和卸压瓦斯通过开采形成层间裂隙的自然排放，目的是为了消除被保护层的煤与瓦斯突出危险性。随着首采关键卸也层开采技术的发展，其技术核心已经转化为被保护卸压煤层的卸压作用和卸压瓦斯的强化抽采。这样既可以降低保护层工作面回采过程中的瓦斯涌出，实现保护层工作面的安全开采；又可以降低被保护卸压煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，变高瓦斯突出危除煤层为低瓦斯无突出危险煤层，实现被保护层煤和瓦斯资源的安全高效开采。(3) 沿空留巷无煤柱Y形通风煤与瓦斯共采瓦斯抽采淮南市矿区卸压开采沿空留巷无煤柱Y形通风煤与瓦斯共采试验发现，卸压瓦斯分布规律为：首采层采空区顶板瓦斯密集区，现场钻孔(1号)验证，抽采瓦斯浓度10%30%，单孔抽采流量0.21.3m3/min，钻孔有效抽采区域为垂直煤层顶板向上4.012.0倍采高(8.036.6m)，倾斜方向040m，留巷内钻孔有效抽采长度500600m；远程上向卸压煤层有效抽采瓦斯区，现场钻孔(2号，3号)验证，抽采瓦斯浓度60%95%，单孔抽采流量0.251.50 m3/min，钻场有效抽采卸压瓦斯的走向长度超过200m(约40d)，相当于3倍的层间距，钻孔有效抽采区域为左边角小于75，顶板方向发展高度越过130m；远程下向卸煤层有效抽采瓦斯区，现场钻孔(4号，5号)验证，抽采瓦斯浓度85%100%，单孔抽采流量0.120.98 m3/min，留巷下向钻孔有效抽采卸压瓦斯的走向长度120150m(约4050d)，钻孔有效抽采区域为左边角小于85，底板方向发展深度达到100m。3.1.1 低位钻孔法抽采采空区顶板裂隙区富集瓦斯技术淮南矿区可采煤层层数多，煤层富含瓦斯、煤层透气性差；随着向深部并采，瓦斯治理的难度越来越大。据统计，采空区瓦斯涌出量占采煤工作面瓦斯涌出量的60%以上。为了解决工作面回采时风排瓦斯量，1998年以来淮南矿区研究并实施了走向顶板高位抽放技术，大大降低了采煤工作面瓦斯威肋，但走向高抽巷或长钻孔工程量大，成本高，前期淮备工作量大；走向高位抽放有效区域受顶板覆岩结构和关键层位置影响大，合理抽放的区域变化大，层位难以控制，抽放瓦斯效果难以得到充分的保证。同时，传统的U形通风方式，由于采空区漏风携带采空区高浓度瓦斯汇集至工作面上隅角并由出风流排山，无论采用高位钻孔、埋管抽放，还是利用高抽巷，都不能从根本上解决上隅角瓦斯超限和瓦斯集聚问题，影响采煤工作面的安全和高效生产。研究和实践表明：首采关键卸压层开采后，在采空区上部走向方向上存在一连通的竖向裂隙发育区。该竖向裂隙发育区的存在，为采空区积存的高浓度瓦斯和上覆卸压煤岩层的卸压瓦斯流动提供了流动通道和空间，是采空区高浓度瓦斯富集区域。采空区遗煤解吸瓦斯和上、下邻近煤层卸压瓦斯通过采动裂隙流向采空区，并在采空区及其顶板竖向裂隙区内聚集，形成高浓度瓦斯库。沿空留巷Y形通风工作面上、下巷均进风，工作面上隅角处于进风侧，解决了工作面上隅角瓦斯超限问题；工作面实际遇过风量较U形通风低，工作面上、下两端压差小，工作面采空区漏风量小，采空区漏风携带的瓦斯量小；沿空留巷通过密实性支护形成较好的封闭区域，易于在工作面采空区形成高浓度瓦斯库。由于瓦斯密度小，采空区瓦斯积聚在工作面采空区上部及其上覆岩层卸压竖向裂隙区。在沿空留巷采空区顶板卸压区，对于自开采层和卸压层通过采空区上覆岩层受采动影响形成的裂隙通道汇集到采空区上部及竖向带状裂隙区内的解吸游离瓦斯，在沿空留巷内由布置在卸压竖向带状裂隙区中的倾向抽采瓦斯钻孔进行抽采，卸压竖向带状裂隙区位于Y形通风工作面回风留巷的采空区顶板冒落带以上的离层裂隙带内。低位钻孔抽采采空区富集瓦斯技术特点：如图3-2-1和图3-2-2所示，在煤层开采后，工作面的上巷采空区侧通过支护形成沿空留巷，作为采煤工作面回风巷，以工作面机巷和材料巷作为进风巷，并以工作面机巷作为主进风巷，进风量占工作面总进风量的2/33/4，以材料巷作为辅助进风巷，进风量为工作面总进风量的1/41/3，工作面回风由沿空留巷经边界回风巷或回风石门流出，建立沿空留巷Y形工作面通风系统。图3-2-1 沿空留巷Y形通风采空区顶板低位钻孔抽采卸压瓦斯原理图1运输巷(下巷)；2材料巷(上巷)；3留巷充填体；4采煤工作面；5抽采管道；6低位抽采钻孔；7留巷(回风巷)；8边界回风巷；9采空区图3-2-2沿空留巷Y形通风低位钻孔抽采瓦斯布置图在材料巷和沿空留巷中设置抽采瓦斯管道，各倾向抽采瓦斯钻孔与抽采瓦斯管道形成连通，构成所述汇集在采空区上部及环形裂隙圈内的解吸游离瓦斯通过倾向抽采瓦斯钻孔、并通过抽采瓦斯管进入瓦斯抽采系统。所述倾向抽采瓦斯铀钻孔布置的参数选取为：倾向抽采瓦斯钻孔终孔位置距采煤工作面回风巷的水平距离为1030m，距煤层顶板法向距离810倍采高，并且不小于30m。所述倾向抽采瓦斯钻孔的倾角小于采动卸压角，包括：对于缓缓倾煤层，钻孔倾角不大于80，对于急倾斜煤层，钻孔倾角不大于75。所述倾向抽采瓦斯钻孔的施工时间在采煤工作面采后20m以后外始施工，成组设置，每组数量不小于两个，钻孔直径不小于90mm，钻孔偏向工作面的角度6070，钻孔组间间距2025m。所述倾向抽采瓦斯钻孔的孔口端下有套管，孔口的封孔长度在开采煤层顶板法向上大于采动规则冒落带的高度，且抽采钻孔法向上封孔深度不小于5倍采高。对于中近距离保护层开采工作面，由留巷回风巷中施工的抽采瓦斯钻孔可直接穿过上保护层，进行被保护卸压瓦斯抽采。与已有技术相比，Y形通风沿空留巷低位钻孔抽采本煤层采空区富集瓦斯技术有益效果体现在以下3个方面：(1) 通过沿空留巷Y形通风在采空区内形成高浓度瓦斯源，倾向抽采瓦斯钻孔布置在沿空留巷形成的聚集瓦斯的采动裂隙“竖向带状裂隙区”，在瓦斯抽采泵负压的作用下，大量的覆岩卸压瓦斯和采空区高浓度瓦斯被抽出，根本上解决了上隅角瓦斯超限和瓦斯积聚问题，有效地解决了回风流瓦斯超限问题，实现采空区高浓度瓦斯抽采利用，保证了矿井的安全生产。(2) 抽采瓦斯钻孔为倾向抽采瓦斯钻孔，钻孔依次贯穿采动覆岩冒落带、裂隙带至弯曲沉降带，解决顶板走向抽采瓦斯钻孔布置层位受煤系地层覆岩结构影响需准确研究确定和有效抽采长度小的问题，抽放瓦斯效果得到保证。倾向抽采瓦斯钻孔抽采瓦斯较顶板走向高位钻孔或高抽巷抽采工程量小。(3) 沿空留巷Y形通风瓦斯抽采方法，实现无煤柱开采，没有煤柱影响区的应力集中，消除被保护突出煤层应力集中区煤与瓦斯突小出危险威胁。在留巷回风巷内优化布置近距离被保护突出煤层卸压抽采瓦斯钻孔，可替代高、底抽巷，工程量大大降低。3.1.2 留巷段采空区埋管抽采瓦斯技术高瓦斯煤层群开采，首采关键卸压层后，邻近卸压煤层瓦斯将大量涌人回采空间，在不采取留巷钻孔卸压抽采情况下，工作面绝对瓦斯涌出量中邻近煤层瓦斯斯可达90%以上。虽然采取留巷顶、底板穿层钻孔抽采采动卸压瓦斯，由于近距离邻近卸压煤层涌出的瓦斯量大，仍可能造成瞬间回风瓦斯超限，因此，首采关键卸压层无煤柱开采时，留巷段采空区埋管抽采瓦斯可作为防止采空区瓦斯大量向工作面诵出的辅助措施。如淮南新庄孜52210Y形通风工作面，在留巷充填体施工过程中，每间隔10m预留一直径不小于150mm的抽采管道，通过三通和连接管接入风巷一趟300mm抽放管道上，在每一分支管道上设置一个闸阀，通过闸阀控制埋管抽放的数量，在留巷内保持68个采空区抽采管道与埋管抽采的主管道连通，抽放口与工作面上口的距离2080mm；采空区抽采管道的闸阀关闭，当工作面瓦斯涌出量大或瓦斯涌出异常时，通过控制采空区埋管抽采管道口的数量和开启程度控制采空区瓦斯抽采量和抽采瓦斯浓度。图3-2-3为新庄孜52210Y形通风工作面采空区埋管抽采瓦斯情况，从图中可以看出，沿空留巷Y形通风埋管抽采瓦斯具有施工布置方便，埋管抽采瓦斯量大(120150m3/min，最大250m3/min)，实现采空区高浓皮瓦斯抽采，可显著改变采空区流场结构有效解决了工作面上隅角瓦斯积聚问题。图3-2-3新庄孜52210Y形通风工作面采空区埋管抽采瓦斯变化3.1.3 抽采远程卸压煤层瓦斯技术长期理论研究和突山危险煤层的开采实践证明，对于低透高瓦斯煤层群条件，开采首采关键卸压层和预抽被保护区卸压煤层瓦斯是有效地防治煤与瓦斯突出和实现安全本质型生产的区域性措施，该方法可以避免长期与突出危险煤层处于短兵相接状态，提高了防治煤与瓦斯突出措施的安全性和可靠性。高瓦斯突出危险煤层透气性通常比较低，直接进行原始煤体瓦斯抽采瓦斯消突，需钻孔布置密集、抽放时间长、效果差。利用首采关键卸压层开采形成的卸压作用，可几十倍、几百倍其至数千倍的提高被保护煤层的透气性。根据首采关键卸压层开采的具体情况，配合各种形式的卸压瓦斯抽采技术，能够抽出大量的卸压瓦斯，不但能消除被保护卸压区域煤体的突出危险性，而且能够减小首采关键层和被保护卸压煤层工作面回采的瓦斯涌出，保障回采过程的安全、高效。另外，拙出的大量高浓度瓦斯可以开发利用，如发电和民用，减少了大量温空气体的排放，不但促进了高效洁净能源的利用，而且保护了人类的生存环境。现场考察表明：淮南新11煤层和13煤层间距约7090m，11煤层开采后，在相对层间距层反间距与开采煤层采高之比)35倍条件下，在顶板远程卸压区煤层鼓胀变形达到26.33%，上部远程卸压煤层透气性系数由001135m3/(MPa2d)增加到32.687 m3/(MPa2d) ，增加了2880倍；淮南老区B8煤层与B4煤层层间距为41.92m，在相对层间距20.9倍条件下，首采卸压煤层B8开采后，下部远程B4卸压煤层鼓胀变形最大值达27.1，下部B4卸压煤层透气性能大大增加到了22.2 m3/(MPa2d)，即是原始煤层透气性系数的600倍。由于远程卸压煤层和首采关键卸压煤层距离远，远程卸压煤层与首采卸压层中间致密隔气性较好的泥岩，远程煤层中的高瓦斯不能通过中间卸压层流人首采关键层的采动空间。为解决远程卸压煤层煤与瓦斯突出和回采时的瓦斯问题，必须利用采动卸压技术在卸压期内将远程卸压煤层瓦斯抽采出来，传统的远程卸压煤层瓦斯卸压抽采方法是在首采卸压煤层开采的，在远程卸压煤层底板布置走向岩石巷道，在底板巷中每间隔一定距离设置钻场，在钻场中成组布置上向穿层抽采瓦斯钻孔，利用采动卸压进行远程卸压煤层瓦斯高效抽采。这种布置方式存在的问题：一是需在远程卸压煤层底板布置岩石巷，底板岩石巷的长度与首采卸压煤层采煤工作面的走向长度基木相当，岩巷工作量大，在采掘接替紧张的情况下，根本就没有时间布置底板岩石巷。二是对首采关键卸压层上、下均存在远程卸压煤层的条件下，需布冒2条以上岩巷。沿空留巷Y形通风方式的留巷为远程卸压煤层提供了抽采远程卸压煤层瓦斯抽采钻孔的布置空间，在留巷内布置上向穿层钻孔抽采上部远程卸压煤层瓦斯，下向穿层钻孔抽采下部远程卸压煤层瓦斯。首采关键卸压层留巷钻孔法煤与瓦斯共采的核心是抽采钻孔参数的确定。因为抽采关键层的卸压参数直接影响煤与瓦斯共采效果，同时也是抽采管路设计的重要依据。首采关键卸压层顶板垮落特征、瓦斯富集区分布规律及卸压范围决定了卸压抽采钻孔倾向的布置范围，但抽采钻孔的直径和抽采半径仍需认真确定。周世宁院士对扩散渗透、低渗透渗透与均质渗透3种模型进行计算与对比。他认为，采用达西定律来计算煤层瓦斯流动是可以的，能够满足工程实用的需要。内渗流理论得出单向流动和径向流动的流量准数与时间准数见表3-3-1。表3-3-1中流量准数 与时间准数 的关系为： (3-1)式中常数 、 由表3-3-2查得。表3-3-1 流量准数和时间准数表流 动 类 型单 向 流 动径 向 流 动(流量准数)(时间准数)注：煤暴露表面排放瓦斯时间为时的比流量，m3/(m2d)；流场长度，m；煤层透气性系数，m3/(MPa2d)；煤层原始瓦斯压力，MPa；煤暴露表面的瓦斯压力，MPa； t排放瓦斯时间，d；煤层瓦斯含量系数，m3/(m3MPa0.5)；钻孔半径，m。根据上述径向瓦斯流动计算公式，结合淮南矿区高瓦斯低透气性煤层的具体条件(煤层原始透气性系数3.92102 m3/(MPa2d)，瓦斯斯含量系数=9 m3/(m3MPa0.5)，煤层原始瓦斯压力5MPa)直径91mm和直径200mm钻孔瓦斯流动情况进行了计算。图3-3-1为91mm和200mm钻孔瓦斯流量随透气性系数倍数变化的对比。由以上计算结果可以得出下述结论：(1) 在抽放时间相同的条件下，200mm钻孔瓦斯流量随透气性系数的增加优于91mm钻孔，两者相比增加的幅度很小。例如，透气性系数增加1500倍，抽放时间90d时，91mm钻孔瓦斯流量为0.98m3/min而200mm钻孔瓦斯流量仅为1.08m3/min；(2) 在相同透气性系数条什下，钻孔瓦斯流量随抽放时间的增加呈指数规律衰减，但在透气件系数增加到1500倍时，钻孔瓦斯流量衰减不大。例如，91mm钻孔抽放时间1d时，瓦斯流量为1.31m3/min；30天时为1.05m3/min；90d时为0.98 m3/min；200mm钻孔抽放时间1d时，瓦斯流量为1.451m3/min；30天时为1.16m3/min；90d时为1.08 m3/min；(3) 在透气性系数增加小于2000倍的条件下，200mm钻孔和91mm钻孔相比优势并不明显。因此，远程卸压抽采瓦斯选用直径91mm的钻孔；(4) 根据淮南矿区浅部远程卸压钻孔抽采考察实践，结合钻孔瓦斯流量(1.0 m3/min)，按单孔连续有效抽放时间60d计算，上部远程卸压抽采钻孔直径91mm，钻孔有效间距为20m；下部远程卸压抽采钻孔直径9lmm，有效间距为10m。该项技术的有益效果体现在上向、下向穿层钻孔替代远程卸压煤层底板岩石巷及在该巷中布置的上向穿层钻孔进行远程卸压煤层瓦斯抽采，节省多条底板岩石巷，工程量大大减少。3.2 采空区瓦斯抽排抽放技术3.2.1 利用尾巷抽排邻近采空区瓦斯通常在生产工作面邻近采空区内积聚着大量的处于游离状态的瓦斯，若不对其进行及时处理，这些邻近采空区中的瓦斯将大量涌入正在生产的煤层工作面，直接威胁安全产生工作。利用尾巷排放邻近采空区内瓦斯的技术原理是:在有控制措施的前提下，利用巷道全风压风流对生产工作面邻近采空区瓦斯进行排放，从而降低邻近采空区的瓦斯浓度和采空区的压力，减少向生产工作面的渗透和释放量，使正在生产的采煤工作面回风隅角瓦斯浓度减少。尾巷排放瓦斯技术中用于排放瓦斯的风流为负压风流，即利用采空区两端压差产生的动力排放瓦斯。这与抽排风机抽排瓦斯相比，能够节约大量人力、物力和电力，简便可行;同时通过控制风流的大小，可以控制瓦斯的排放浓度，但操作起来会比直接使用瓦斯抽排风机时困难些。相邻已采区瓦斯尾排基本方法，见图3.2.1所示。3.2.1 邻近采空区瓦斯尾排示意图3.2.2 利用钻孔排放采空区瓦斯技术在矿井巷道掘进过程中，可能需要与位于采空区内的盲巷贯通。这些盲巷中的瓦斯含量往往很高，但因巷道位于采空区，无法进行常规的排放瓦斯工作。我矿通过巧妙利用钻孔排放其中的瓦斯，就是在实践中摸索出来的一项新技术。在钻孔排放技术的应用过程中，在相应采空区的两端必须有足够的压差，以便能够构成进回风独立的通风系统。在用钻机打钻时，必须保证打钻用水，严防产生火花，无水或水小时须查明原因。打钻期间，必须制定安全技术措施，例如必须制定防止风流逆转、瓦斯回流危害的相关技术措施。贯通前5m，必须对钻孔进行刷大，进一步检查钻孔排放瓦斯的效果。9703上出口在掘进过程中需与9703中间巷贯通，见图3.2.1所示。因9703中间巷原先保留的为一段盲巷，外段为采空区，无法直接排放盲巷内瓦斯。通过利用钻孔排放瓦斯法，充分利用了采空区的漏风，从9703上出口打钻(还有5m时，需人工刷大)与9703中间巷贯通后，9703上出口的部分风量经钻孔进入9703中间巷，排放瓦斯的回风再进入回风道，顺利完成了排放9703中间巷瓦斯任务。使贯通侧瓦斯浓度降到了0.7%，实现巷道了安全贯通，节约新掘200m巷道的费用。图3.2.2 利用钻孔排放9703中间巷瓦斯示意图3.2.3 顶板走向抽放工作面采空区瓦斯1）采空区瓦斯赋存及运移规律采空区的瓦斯来源于上、下邻近层及遗煤析出的瓦斯，其涌出量通常占回风瓦斯量的50%左右。采空区瓦斯分布与漏风流场的状态关系密切。根据采空区流场分布规律，采空区漏风从采面上部流出。由于瓦斯比重只有空气的0.544倍，在低雷诺区的线性层流区瓦斯气体显现上浮特性，特别是深部采空区高浓度的瓦斯向工作面隅角运移时，这种上浮比较明显。在冒落带下部距工作面15m内区域，采空区漏风符合大雷诺数的非线形渗流规律，瓦斯一旦与空气混合，便在空气中均匀分布。在冒落带上部及离煤壁较远的压实区，漏风风速很小，由于体积力的作用，瓦斯气体存在上浮分层现象容易积聚高浓度的瓦斯。在负压“U”型通风条件下，采空区漏风流场范围内积存瓦斯均要通过岩体孔隙涌向工作面。涌入量的大小取决于漏风压力和岩体的渗透率，即岩体的间隙及连通情况。因而治理采空区瓦斯的主要手段是切断涌入瓦斯源和改变漏风分布状况，减少瓦斯向采面的涌入量。2）顶板走向钻孔抽放技术顶板走向钻孔抽放技术能够通过抽放切断上临近层瓦斯涌向工作面的通道，同时，对采空区下部赋存的瓦斯起到拉动作用，减少采空区瓦斯向工作面的涌入量，钻孔布置如图3.3.1所示。其原理是在采空区流场上部增加汇点，使瓦斯通过汇点流出。3.3.1 顶板走向钻孔平面布置示意图3.2.4 跨层高位抽放技术在矿井首次瓦斯抽放时，采取跨层抽放的方法，方法是直接从5200采区中部横拐联络巷5层煤底板向下垂直打两个直径108mm钻孔，90m透#3层煤的9702工作面采空区，并通过设在5200采区的移动抽放泵站对9702工作面、9706工作面、9704工作面采空区的大量瓦斯进行瓦斯抽放。高位瓦斯抽放合理利用了瓦斯比重小，瓦斯自动向上漂移的特性，使抽放浓度达到了35%以上，日抽放瓦斯量接近14688 m3/min，使与9702采空区相邻的4个采掘工作面的瓦斯涌出量平均减少57%，大大降低了采空区瓦斯沿裂隙向邻近层和本煤层采掘工作面大量扩散带来的危害，见图3.2.1所示.图3.2.4 高位跨层瓦斯抽放情况4 矿井瓦斯抽采技术应用研究4.1 矿井瓦斯抽采必要性及可行性4.1.1 矿井瓦斯来源分析根据前面的10#煤层回采工作面瓦斯涌出预测结果，矿井、工作面的瓦斯涌出量构成结果见表4-1、4-2。煤矿抽采瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径，抽采瓦斯不仅为井下安全生产和更好地发挥采掘机械效能提供了条件，同时对抽出的瓦斯加以利用，也会取得较好的经济效益和社会效益。根据表5-1、5-2，工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区和上邻近层，采空区瓦斯涌出包括丢煤解吸的瓦斯、围岩涌出的瓦斯，为此工作面瓦斯主要来源于开采落煤、上邻近层和采空区(含围岩)涌出的瓦斯。一采区掘进工作面瓦斯涌出量也较大，掘进工作面瓦斯主要来源于掘进工作面的煤壁及落煤。4.1.2 瓦斯抽采必要性依照国家煤矿安全监察局最新颁布的煤矿安全规程的要求:第一，当一个采煤工作面的绝对瓦斯涌出量超过5m3/min时，或者当一个掘进工作面的绝对瓦斯涌出量超过3m3/min时，该煤矿不能仅采取加强通风的办法应对瓦斯问题，而必须要设计建立稳定的地面永久或临时井下瓦斯抽采系统。第二，当煤矿年产量T15m3/min时;煤矿年产量0.4MtT20m3/min时;煤矿年产量0.60MtT25m3/min时;煤矿年产量l.00MtT30m3/min时;煤矿年产量T1.50Mt，绝对瓦斯涌出量40m3/min时，必须建立稳定的地面永久或临时井下瓦斯抽采系统。第三，凡是具有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井必须建立稳定的地面永久或临时井下瓦斯抽采系统。1、从瓦斯涌出现状及预测情况看抽采瓦斯的必要性从生产现状看，如前所述2006年度矿井瓦斯等级鉴定结果为:煤层瓦斯相对涌出量为135.16ms/t，绝对涌出量为42.07m3/min。从预测瓦斯涌出状况看，付家焉煤矿10#煤层一采区工作面相对瓦斯涌出量为17.83ms/t，日产3636“时一工作面绝对瓦斯涌出量为45.02m3/min。一采区作为首采区，在掘进工作和以后的回采工作中靠通风方法稀释工作面瓦斯比较困难且不合理，按照“先抽后采”的方针，应采用瓦斯抽采技术。故从矿井瓦斯涌出情况看，建立抽采瓦斯系统是非常必要的。2、从通风能力看抽采瓦斯的必要性采掘工作面实行瓦斯抽采的必要性判断标准是:采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即下式成立时，抽采瓦斯才是必要的。Q0100QK/C式中:Q0一采掘工作面的供风量，m3/min;Q采掘工作面的瓦斯涌出量，m3/min;K瓦斯涌出的不均衡系数，一般取15;C采掘工作面允许的最高瓦斯浓度，%。掘进工作面通风量在400m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为2.67m3/min左右，而根据涌出量预测一采区10#煤层运输顺槽掘进工作面最大瓦斯涌出量为6.82m3/min，单独依靠通风不能解决掘进工作面的瓦斯问题;同时，10#煤层工作面的通风量在120m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为8m3/min左右，而根据涌出量预测采煤工作面的瓦斯涌出量为45.02m3/min，单独依靠通风不能解决采煤工作面的瓦斯问题，所以需要建立瓦斯抽采系统来抽采通风系统无法解决剩余瓦斯。3、从资源利用和环保角度看抽采瓦斯的必要性瓦斯是一种优质洁净能源，将抽出的瓦斯加以利用能够变害为利，改善能源结构，保护环境，取得显著的经济和社会效益。经计算，付家焉煤矿瓦斯总储量758330km3，可开发量435280km3，。该数据表明付家焉煤矿瓦斯资源非常丰富，可开发瓦斯量也非常可观，能够为瓦斯抽采及利用提供充足、稳定的气源。因此，从资源利用和环保角度看建立瓦斯抽采系统是必要的。4.1.3 抽采瓦斯的可行性煤层预抽瓦斯难易程度分类参见表5-3付家焉煤矿实测10#煤层的百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.042d-1，煤层透气性系数为0.5llm2/MPa2.d。综合分析以上数据，可得到结论:付家焉煤矿开采煤层属于可以抽采瓦斯煤层，适合建立矿井地面永久抽采瓦斯系统。4.1.4 抽采系统的建立煤矿瓦斯抽采规范规定:煤矿瓦斯抽采系统抽采量能稳定在2m3/min以上的，瓦斯资源丰富可靠，且预计抽采服务年限大于5年，可以批准建立地面永久瓦斯抽采系统。付家焉煤矿瓦斯资源稳定可靠、储量极为丰富，满足上述基本要求，可以建立地面永久瓦斯抽采系统。4.2 瓦斯抽采方法的确定及应用4.2.1 选择瓦斯抽采方法的原则开采层、邻近层和采空区瓦斯抽采是目前国内外广泛应用的三种煤矿瓦斯抽采办法。选择合理有效的瓦斯抽采方法需要综合考虑矿井主要瓦斯来源、煤层赋存特征、采掘布置方式以及煤层开采程序等许多客观因素。经前人不断探索实践，总结出以下五个选择瓦斯抽采方法的原则:首先要与矿井地质条件、煤层基本赋存特征、采掘巷道布置方式和煤炭开采技术条件相符。其次要考虑煤矿瓦斯涌出主要来源及构成，尽可能应用综合瓦斯抽采技术来提高抽采效果。然后要做到抽采与采掘巷道相结合，以达到减少井巷工程量的目的。再次要有助于抽采巷道的布置、维护和维修，己达到降低抽采成本的目的。最后，应尽量方便于抽采管路的敷设，确保抽采工程的施工安全和增加抽采时间。1、瓦斯抽采方法概述l)回采工作面瓦斯来源及构成工作面瓦斯涌出量构成预测结果表明:其一部分来源于开采层煤壁和落煤解析的瓦斯，另一部分来源于采空区丢煤解析的瓦斯和周围岩层及上下邻近层涌出的瓦斯。工作面瓦斯主要来源于采空区(含采空区丢煤、周围岩层及邻近层)和开采层涌出的瓦斯。2)开采层瓦斯抽采采前预抽、边采边抽和强化抽采等方式都属于开采层瓦斯抽采方式。采前预抽主要是一项对未卸压的煤层或岩层进行瓦斯抽采的技术手段，它多应用钻孔技术将被采煤体中的瓦斯在煤层开采之前预先抽采出来。因此说，当煤层透气性较好的时候，其抽采效果十分显著，而煤层透气性较差时，效果不会很理想。边采边抽主要是对已经卸压的煤层进行瓦斯抽采。当综采工作面向前推进的时候，其前方一定范围内的煤体产生大量裂隙，透气性得到了增加，此时应用倾斜钻孔技术抽采综采工作面一前方一定范围内煤体中的卸压瓦斯，抽采效果也是明显。强化抽采主要针对透气性较差的煤层，该方法采用煤层强化卸压技术(如水力割缝和深孔爆破等技术)来增大煤层的透气性，或增加煤层驱动能量(如注入CO2等气体)，已达到提高煤层压力梯度、置换瓦斯和促进瓦斯渗流、解析的目的。付家焉煤矿为高瓦斯矿井，10#煤层透气性系数为 0.51lm2/MPa2.d，为可以抽采煤层，并且付家焉煤矿开采层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的90%左右。煤炭开采层是工作面瓦斯涌出的最主要来源，为了保证付家焉煤矿的安全高效开采，应进行采前预抽工作。为了保证最佳的抽采效果，付家焉煤矿应加强边采边抽，并采取适当加大布孔密度和增加抽采时间的方式来提高预抽效果，同时也可采用预裂爆破等强化抽采等方式来提高预抽效果。付家焉煤矿掘进工作面瓦斯涌出量较大，可采用边掘边抽、边采边抽、采前预抽和强化抽采的方法来治理综采工作面的瓦斯。3)令日近层瓦斯抽采邻近层(卸压层)瓦斯抽采的实质就是预防上下邻近层产生的瓦斯大量涌入开采层综采工作面当矿井含有多个可采煤层时，上下邻近层会受到开采层的影响而产生膨胀和变形，出现了卸压和透气性增加的情况，此时各个煤层或岩层之间所产生的裂隙不仅为瓦斯的运移提供了通道，还能存储大量的卸压瓦斯。大量工业试验表明，如果抽采参数选取的准确，抽采技术选取的得当，邻近层抽采效果十分显著，最高抽采率能达到80%以上。根据工作面瓦斯涌出量预测结果，付家焉煤矿邻近层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的10%左右，邻近层是工作面瓦斯涌出的来源之一，据付家焉煤矿的煤层赋存与开采条件，可采用由开采层层内钻场向邻近层打穿层钻孔抽采邻近层瓦斯。4)采空区瓦斯抽采邻近层及围岩瓦斯的大量涌出，使回采工作面采空区瓦斯涌出量较大;区内存在大量瓦斯，抽采属于卸压抽采，老采空区瓦斯大量涌出会增加采区及矿井的通风压力。井下老采空区瓦斯采空区瓦斯抽采具有抽采量大、来源稳定等特点。付家焉煤矿老采空区瓦斯涌出量占矿井总涌出量的36%左右，现采空区瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量的10%左右，所以采空区瓦斯抽采尤为重要。根据10#煤层赋存条件和巷道布置情况，付家焉煤矿可采用顶板高位钻孔、斜交钻孔法、采空区插管法等抽采方法治理现采空区及邻近层瓦斯。抽采过程中应根据抽采效果不断调整抽采参数，提高瓦斯抽采效果。付家焉煤矿老采空区瓦斯涌出量较大，应选用全封闭式抽采方法。在抽采过程中必须经常检测和监控抽采管路中CO浓度和气体温度等相关参数的变化。如果发现有自然发火征兆，必须立即采取一切能够防止煤自燃的措施。2、可选瓦斯抽采方法及参数设计根据抽采方法的选择原则，结合付家焉煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽采量，提出付家焉煤矿较合理的抽采方法。1)斜向钻孔抽采瓦斯抽采方法:在工作面回风侧打顺层斜向钻孔，工作面开采前进行煤层瓦斯预抽，开采时进行采动卸压抽采。抽采钻孔布置:钻孔技术参数见表5-4，抽采钻孔布置见图5-1。封孔工艺钻孔采用聚氨酷封孔，封孔深度5-9m，封孔段长度lm，封孔管为直径50mm的PE管(阻燃、抗静电)，再用恺装胶管连接到支管上，再连接到主管上，最后到达地面泵房。抽采钻孔间距应进一步考察，确定合理钻孔间距，预抽时间预计为9个月。聚氨荃甲酸酷简称为聚氨酷，当原料配方和分子结构不同时，能够生成种类繁多的产品。就井下瓦斯抽采钻孔封孔来说，聚氨酷发泡以后内部形成不漏气的封闭孔，而影响封孔效果的因素也很多，如发泡的时间、倍数、固化强度、可塑性等等。瓦斯抽采钻孔内的封孔管结构以及聚氨酷封孔时所采用的卷缠药液法。抽采管路管理工作面开采后，随着工作面的推进，靠近切眼的抽采钻孔不断报废，当钻孔距工作面切眼60m时，预计抽采钻孔进入卸压区，进行卸压抽采，随着抽采管路不断变短，靠近切眼的管路要逐段卸下来，端头用法兰片密封。由于工作面在回采时，回风巷需进行超前支护大约20m，为了不影响生产，需提前拆除管路，给瓦斯管路的管理造成一定困难，所以可以考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用软胶管与抽采管相连，抽采管未端特制一段2-3m长的短管，短管上做几个变径三通，与靠近工作面的钻孔用软管相连，钻孔报废后再向前移动短管，保持短管始终在抽采管路的末端，这样一来，工作面的预抽钻孔可以抽取大量的卸压瓦斯，使本煤层预抽取得较好的抽采效果。2)采空区上隅角插管抽采瓦斯为了缓解因风流不畅或风量不够导致综采工作面上隅角局部区域