防治煤与瓦斯突出的采掘工作面策略

采掘工作面作业已进入到矿井心脏部位，防治煤与瓦斯突出和超限须综合采取治理瓦斯事故的措施并合理配备风量和加强矿井通风管理，须认真贯彻“先抽后采，监测监控，以风定产”瓦斯治理方针。

一、煤巷掘进：突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。

当工作面接近或处于地质构造破坏和煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防突措施的效果，若措施无效应及时采取补救措施。

（一）掘进工作面防突措施超前保护距离

一般来说，在缓倾斜薄及中厚煤层中掘进时的突出危险性主要来自工作面的前方及两帮，在厚煤层掘进时的突出危险还来自工作面的上、下部。因此，掘进工作面防突措施的实施重点就是要消除巷道轮廓线以外一定范围内煤体的突出危险性，在工作面前方形成一个立体的煤体卸压和瓦斯排放范围。

对于巷道轮廓线以外应控制的范围，不同的防突措施有不同的要求，例如，对于超前钻孔和深孔松动爆破措施，这一控制范围分别为3～4m和1.5～2m。而且要求无论采用何种防突措施，在掘进过程中都必须始终保持工作面前方煤体有一个5m长的充分卸压和排放瓦斯的范围，该范围通常又称为5m超前距，如图4－73示。

图4－73　掘进工作面超前钻孔保护范围

在第一次执行防突措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其他防突措施，先在工作面前方形成5m的安全屏障后，方可进行正常防突措施施工，以保证执行措施的安全。

（二）突出煤层中采掘工作面必须遵守的规定

1.在突出煤层中进行采掘工作时，都应预测煤层突出危险性，并根据突出危险性和具体条件，采取相应防治突出措施。措施参数应根据实际测定结果或参照有关资料确定。

2.在一个或相邻两个采区中、同一阶段的突出煤层中，进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或临近煤层的采煤工作面应力集中带。

3.突出煤层的采掘工作面靠近或处于地质构造及煤层赋存条件急剧变化地带时，都应认真检验防突措施的效果。如果措施无效，应及时采取补救措施。

（三）煤巷掘进工作面防突措施

1.在突出煤层中掘进平巷时，应采用超前钻孔、松动爆破、前探支架、水力冲孔或其他经验证确实有效的防突措施。在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅钻孔排放或其他防突措施，使工作面前方形成5m的执行措施的安全屏障，方可进行正常防突措施施工，确保执行措施的安全。

2.在地质构造带或煤层赋存条件急剧变化处，不能按原措施要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后用直径42～75 mm钻孔排放，经措施效果检验，措施有效后，方可采取安全防护措施施工。

3.在突出煤层中掘进上山时，应采取超前钻孔、松动爆破、掩护挡板或其他保护作业人员安全的保护措施。

4.在倾斜煤层中掘进上山采用大直径钻孔（大于360 mm）时，应一次打透上部平巷，如果不能一次打透，应先将已经打好钻孔的部分刷大到规定的断面，架好支架，背好帮顶，然后继续打钻。当煤层较软（f小于0.3）或受设备限制时，可打直径75～120 mm超前钻孔。

5.在倾斜煤层中采用双上山掘进时，两上山之间应开联络巷，上山和联络巷只准一个面作业。上山与上部平巷贯通时，上部平巷必须超过贯通位置5m以上。贯通爆破前，要撤出上部平巷人员，并保持正常通风。

6.突出煤层上山掘进工作面爆破作业时，应采用浅炮眼、远距离、全断面一次爆破。

7.突出煤层掘进工作面更换、维修和回收支架时，必须采取预防煤体垮落引起突出的措施。

二、掘进工作面防突综合配套技术的应用

河南随着采掘深度的增加和地质构造影响的加大，突出危险越来越严重，原防突技术措施装备明显不配套，效果和效率受到严重影响。如平煤集团公司八矿已15－14081风巷因突出严重，1998年以来，月进度均在30m以下，有时仅有10m左右，使采掘接替日益紧张，直接影响经济效益。究其原因主要是突出危险性预测与地质构造探测不配套，防突措施参数与地质构造变化不配套和防突技术措施与实施措施的装备不配套。平煤集团公司、煤科总院重庆分院共同研究了在煤巷掘进工作面的防突综合配套技术。

（一）掘进工作防突综合配套技术原理

防突综合配套技术原理是采用先进的地质雷达探测工作面前方大于60m范围内的地质构造，利用电磁辐射技术预测突出危险。在此基础上，研究确定与构造复杂程度和突出危险程度相适应的防突技术参数，并用专门研制的防突钻机实施防突措施，形成掘进工作面防突综合配套技术，大幅度提高掘进速度。其技术原理见框图4－74。

（二）应用现场概况

图4－74　掘进工作面防突综合配套技术原理框图

平煤集团公司八矿已15－14081风巷采面位于井田西翼已四采区首采工作面。风巷沿已15煤顶板施工，总工程量1353m。该采面上覆戊9～10煤层，间距160m，已开采，但未起到保护作用，下覆已16～17煤层，间距6m，尚未开采。已15煤层为突出煤层。

风巷煤层倾角24°～34°，煤层顶板为砂泥质岩，底板为砂岩或砂质泥岩。无大的断层出现。煤厚3.2～3.5m左右。夹矸厚度较小、上下分层均为I～II类结构煤，煤的坚固性系数在0.3左右；中部为软分层，煤层结构破坏类型为III～IV类，坚固性系数在0.3以下，软分层厚度变化较大。一般有2m左右，在局部构造破坏区域达3m以上。

该巷道标高－375m，垂深477m，瓦斯含量15.7m3／t，2台28kw局部通风机，工作面风量在420m3／min左右，瓦斯浓度在0.5%左右。试验前，该风巷于1996年4月3日发生了该矿最大一次突出，突出煤量478t，瓦斯量40217m3。

掘进工作面采用超前钻孔排放瓦斯的防突措施，一般情况下打2排直径89 mm、深10m的排放钻孔，每排5个孔。采用2kw岩石电钻施工，速度为0.28m／min。由于推进速度慢和无专门处理卡钻办法，打一个循环钻孔需24h，掘进速度很慢，有时进尺仅0.3m／d左右。

（三）掘进工作面防突综合配套技术的应用

1.地质雷达探测技术的应用

（1）地质雷达探测构造原理

矿井地质雷达是一种利用地下高频电磁波反射探测地质构造的装备，其探测原理是：发射机通过发射天线向地下定向发射电磁波，电磁波在传播的路径上遇到不同介质的界面时即发生反射；各个反射波与直达波被设置在发射天线的接收天线接收，通过采样器数字化后送入微机进行处理；取反射波往返时间之半乘以相应介质的电磁波传播速度便得出目标距离，再通过分析判断目标性质。

（2）地质雷达探测构造方法

井下探测用的KDL3型矿井防爆地质雷达，由发射及接收天线、发射机、接井下采样器及电源、笔记本电脑等组成，总重50kg左右。该仪器使用机动灵活，简便快捷，探测一次需20～30min，分辨率高，探测距离大于60m。

探测点固定在巷道迎头的中间偏底部，通过改变不同的探测仰俯角和方位角而构成两个探测剖面，即垂直纵剖面和水平横剖面，如图4－75、图4－76所示。垂直剖面：可以探测出煤层顶底板在巷道顶部和底部向巷道掘进前方60m范围内展布和摆动情况，而水平剖面展现的是煤层顶底板在巷道两帮的展布或摆动情况，这两张图综合展现了各点上的探测结果。

如图4－75上，探测的抑俯角是：0°（水平）1°、2°、3°、4°、5°、6°、7°、8°、9°、10°、15°、20°、30°、40°、60°。这些角度可比较均匀地控制煤层顶板在巷道顶部的延续情况；俯角：1°、2°、3°、4°、5°，可探测出巷道底部的煤层底板情况。如图4－62所示，在水平探测的角度分别向巷道左斜和右斜，向左斜的角度分别是：5°、10°、15°、20°、30°、40°、60°。这些角度分别探测煤层顶底板在巷道两帮的延伸情况。探测角度可根据实际情况变化。

图4－75　14081风巷地质雷达第一次超前探测垂直纵剖面

图4－76　14081风巷地质雷达第一次超前探测水平纵剖面

（3）地质雷达探测构造结果与验证

用KDL－3型防爆矿井地质雷达对工作面前方地质构造进行了三次探测、各次探测距离分别为66m、66m和68m，在探测范围内煤层顶底板无大的起伏，未发现大的断层（落差大于0.4m），实际揭露与探测结果相符。

用地质雷达探测工作面前方构造后，节省了探孔工程量和一些不必要的防突措施工程量。

2.电磁辐射预测工作面突出危险性技术的应用

（1）电磁辐射预测突出危险原理

在煤岩层受力破坏过程中发生电磁辐射现象是客观存在的。大量研究表明，电磁辐射有两个特点：①辐射是频谱很宽的尖脉冲，频率的高低取决于煤岩层的种类，范围从1Hz至几百兆赫；辐射信号的强度取决于煤岩层受到的作用力的大小以及和动力性质有关的煤岩破坏过程特性、煤的强度特性和变化特性；②辐射具有明显的方向性，即在沿纵向裂隙扩展面方向上接收到的信号强度最大。

（2）电磁辐射强度与突出危险关系

采用跟踪试验对比分析的方法研究电磁辐射强度（简称电辐度）与突出危险关系，是从1998年7月19日开始，至1998年10月22日结束，累计跟踪试验巷道长度105m，总共测试了30多个循环。

对比试验表明，电辐度I同钻孔瓦斯涌出初速度q、钻屑瓦斯解吸指标△h2有着良好的对应关系，当q和△h2呈下降趋势，即工作面的突出危险性减小时，电辐度I值也呈下降趋势；当q和△h2呈上升趋势，即工作面的突出危险性增大时，电辐度I值也呈上升趋势。

表4－44　措施前后电辐度I对比

注：工作面位置是指工作面至巷道口吕线点的距离。

工作面在采取防突技术措施前后电辐度值的对比见表4－44。从表4－44可以看出，采取防突措施后，除三个循环略有上升外（这三个循环措施前后的电辐度I值都较小），其余11个循环措施后的电幅度I均不同程度地下降。这表明采取防突措施后工作面的突出危险性减小，超前排放钻孔起到了防治突出的作用。

可见，电辐度I较好地反映了工作面前方的突出危险性，其预测突出危险性的敏感程度较高。可以作为八矿已15煤层掘进工作面预测突出危险性的一个指标。

通过将电辐度I与原预测指标钻孔瓦斯涌出初速度q、钻屑瓦斯解吸指标△h2的临界值（分别为4L／min、200Pa）以及实际突出危险性进行对比，初步确定了电辐度的临界值。

与测定指标对比分析表明：当I＞50时，q＞4L／min或者△h2～200Pa；当I＜40时，q＞4L／min，△h2～200Pa；在40≤I＜50的11个循环中，q＜4L／min，且△h2＞200Pa；安全掘进的有8个循环，占73%；而因q≥4L／min或者△h2＞200Pa采取了防突措施的有3次，占27%。这说明，当I≥50时，工作面前方有突出危险；当I＜40时，工作面前方无突出危险性；当40≤I＜50时，则应根据钻孔法指标q、△h2等综合分析判断工作面的突出危险性。

此外，在打钻过程中发生喷孔、响煤炮动力现象前的电辐度I均大于50，可看出上述分析是符合实际的。1998年10月15日工作面掘进至距开口中线点前864m处时，进行预测，I＝60，随后打超前排放孔的过程中有响煤炮现象发生。采取防突措施后检验，I＝35，q＝3.0L／min，△h2＝180Pa，说明突出危险已经消除，从而安全掘进5.0m。

对比分析得出，用电磁辐射预测突出危险性的有效距离7.0～12m。用电磁辐射预测突出，操作简单、仪器轻便，只需一个人20min就可以完成整个测试工作，不需要钻孔作业。如果将预测安排在交接班期间进行，可以实现预测时不占用生产时间。

3）超前钻孔参数及钻孔布置

超前钻孔措施是向工作面前方打一定数量和深度的钻孔，使在钻孔控制范围内煤体的瓦斯得到释放，应力得到缓解，从而达到消除突出危险的目的。如要达到上述目的，关键要确定超前钻孔的直径、深度、有效排放半径、钻孔深度和钻孔控制范围等参数。

已15煤层软分层的主要特点是煤质酥松、易垮，在破坏时扩容量大且扩容迅速蔓易延造成卡钻，钻孔穿过集中应力区时更是如此，但已15－14081风巷瓦斯压力不大，喷孔现象不很严重，因此，综合考虑钻孔排放瓦斯有效范围和钻孔时不发生严重喷孔等因素，超前钻孔直径选为89 mm。

钻孔深度一般要求穿过应力集中带，同时要考虑掘进的正规循环作业进尺、5m措施超前距、措施效果检验孔深等因素。掘进队一般情况下每班可掘进2.5m左右，两班可掘进5m，效果检验钻孔深度为7m。这样，措施孔深为10m时，既能满足正规循环作业需要（每次循环用两个班掘进），又能满足措施安全超前距（5m）及效果检验孔深（每次循环效果检验一次，掘5m留2m安全煤柱）等要求。因此，综合考虑已15－14081风巷等实际情况，措施孔深定为10m。

由于八矿突出绝大多数为小型突出，最大突出煤量为500t，而且突出孔洞一般分布在工作面前方，因此，措施孔控制巷道两帮外2～3m。根据以上参数和软分层厚度等，在一般情况下，布置2排钻孔，每排5个，如图4－77所示。遇构造或煤层厚度变化时，钻孔布置应根据具体情况而定。

图4－77　超前钻孔布置图

三、回采工作面防突措施的应用

（一）平十矿戊9－10工作面应用交叉钻孔抽放瓦斯

1.现场概况

依据交叉钻孔之间由于孔交叉、塑性变形区增大，渗透性提高，结合平煤集团公司十矿开采的戊10煤层透气性低，瓦斯含量高（13.46m3／t），且有突出危险等实际情况，决定推广应用交叉钻孔预抽瓦斯技术。十矿中区戊组轨道下山的戊9～10－20100工作面，工作面长160m，煤层厚度4.2m，采高3.5m，煤炭储量0.885Mt，煤层倾角东部为27°，西部为15°～20°，戊9煤层1.35～3.27m，平均厚1.4m，戊10煤厚1.99～3.27m，平均厚2.5m；在东段戊9煤厚1.35～1.5m，平均厚1.4m，戊10煤厚1.99～3.27m，平均厚2.5m，戊9～10合层厚约3.8～4.2m。该区瓦斯储量1203.6万m3。

2.钻孔布置

平行钻孔和交叉钻孔布孔方式如图4－78所示，平行钻孔和交叉钻孔的技术参数见表4－45。

表4－45　交叉布孔参数表

在戊9～10－20100机巷前期试验中，钻孔长度一般大于60m，平行钻孔平均长度为73.5m，交叉钻孔平均长度为67.5m，钻孔倾角与煤层倾角相同，交叉钻孔高程控制在0.3～0.4m。钻孔采用聚氨酯封孔，封孔长度1m。单孔抽放管为直径25 mm的抗静电塑料管。

图4－78　试验区钻孔布孔方式

3.抽放效果

（1）平行孔与交叉孔自然瓦斯涌出量考察

从1997年11月12日，对戊9～10－20100机巷3个平行孔与22个交叉孔的自然瓦斯涌出量进行了考察。两种钻孔的百米自然瓦斯涌出量与时间的关系分别如图4－79和图4－80所示。

图4－79　平行钻孔瓦斯自然涌出量随时间变化曲线

图4－80　交叉钻孔瓦斯自然涌出量随时间变化曲线

从测定结果来看，钻孔瓦斯自然涌出量呈现两种类型：

①钻孔瓦斯自然涌出量随着测定时间延长逐渐减小，平行孔衰减的趋势要比交叉孔快，其衰减规律基本遵守负指数形式。

②交叉钻孔瓦斯自然涌出量也呈逐渐衰减趋势，但个别钻孔在一定时间内缓慢上升或急剧上升，分析其原因：一是个别钻孔处于瓦斯富集区，在打钻过程中，钻孔出现喷孔现象；二是钻孔之间由于交叉，交叉区域裂隙增加，煤层透气性增加，瓦斯涌出量增大。

从钻孔瓦斯自然涌出初始量看，交叉孔还略小于平行孔，但从钻孔瓦斯衰减系数（平行孔衰减系数0.065，交叉孔衰减系数0.047）和瓦斯排放总量分析（平行布孔极限排放量为598.15m3／hm），交叉布孔极限排放量为735.33m3／hm，交叉布孔要优于平行布孔。

（2）平行孔与交叉孔抽放量的考察

①平行孔与交叉孔抽放瓦斯变化规律。平行孔于1997年10月中旬开始施工，到11月中旬开始并网抽放。交叉孔于1997年12月开始施工，12月22日开始封孔。钻孔瓦斯抽放量考察结果如图4－81和图4－82和图4－83所示。

经计算，百米平行布孔瓦斯抽出极限量为1390.3m3，交叉布孔为2016.0m3。

图4－81　交叉钻孔瓦斯自然涌出量随时间变化曲线

图4－82　百米交叉钻孔瓦斯抽放量变化规律

图4－83　百米平行钻孔瓦斯抽放量变化规律

从两种布孔方式的百米抽放量衰减规律可以看出，交叉钻孔百米初始抽放量为0.35m3／min·hm，平行钻孔0.28m3／min·hm，交叉孔是平行孔的1.25倍。交叉钻孔的百米抽放量衰减系数为0.025，平行钻孔为0.029，交叉钻孔的百米抽放量衰减系数小于平行钻孔。在交叉孔和平行孔3个月的预抽时间里，交叉钻孔段累计百米抽放量为1140.4m3，而平行孔为901.7m3，交叉孔是平行孔的1.26倍。

②钻孔负压对抽放量的影响。当钻孔在抽放一定负压条件下，抽放量的大小对于未卸压的煤层来讲，抽放负压对钻孔抽放量影响不大，这是因为煤层瓦斯压力一般可达1.0Mpa以上，而钻孔抽放负压变化在0.1Mpa以内。但对一具有钻孔连通性好，透气性系数增加的交叉钻孔来讲，这种现象发生了较大的变化。从以上分析可知，交叉钻孔百米初始抽放量为0.035m3／min，交叉钻孔百米瓦斯自然涌出量为0.024m3／min，有负压比无负压时瓦斯抽放量高1.46倍。抽放后其初始瓦斯量明显高于自然涌出量。在抽放90d后，交叉钻孔百米自然涌出累计量为452.9m3，瓦斯抽出量为1140.4m3，有负压条件下的瓦斯抽放量是自然涌出量的2.52倍。这种现象说明：

煤层的瓦斯流量场源增加，流动势增大。抽放负压对交叉钻孔抽放不仅起到了引导作用，而且起到了拦截瓦斯流量的作用。在这种情况下，提高瓦斯抽放负压，可以扩大钻孔的拦截范围，使煤层中的部分瓦斯流入钻孔，从而提高钻孔抽放量；随着瓦斯逐渐被抽出，煤体产生收缩变形，引起煤层产生一定程度的卸压，煤体的裂隙、孔隙增加，增加促使抽放量增加。

（3）钻孔抽放瓦斯效果评价

①吨煤瓦斯抽放量

交叉布孔和平行孔抽放效果见表4－46。

从表中可以看出，在相同时间内，交叉布孔的吨煤瓦斯抽放量较平行孔要高，且随着抽放时间的延长而吨煤抽放量的幅度增大。

表4－46　平行孔、交叉孔吨煤瓦斯抽放量

∗孔长减去封孔段长5m。

②煤层瓦斯抽放率

经计算得出戊9～10煤层瓦斯含量为11.3m3／t，抽放率随时间的变化见表4－47。从表中可以看出，平行孔和交叉孔段在预抽3个月的时间里，瓦斯抽放率分别为11.2%和15.5%。交叉布孔在90d预抽时间里，抽放率比平行布孔平均增加38%。

表4－47　平行孔、交叉孔吨煤瓦斯抽放量

4.交叉钻孔合理参数的确定

经测算，如果抽放瓦斯时间为120d时，则交叉孔单孔抽放量可达到1814m3，为极限抽放量的90%，如再增加抽放时间，也只能抽出剩余10%的瓦斯。很显然，想通过延长抽放时间的方法来提高平顶山十矿本煤层的瓦斯抽放率是不合理的。所以，在保证一定抽放时间的前提下，缩小钻孔间距，扩大钻孔直径，延长钻孔长度，增加钻孔的有效暴露面积，才能进一步提高抽放率。

5.技术经济效益分析

（1）十矿戊9～10－20150工作面由于推广应用了交叉钻孔抽放瓦斯技术，工作面的瓦斯涌出量、浓度显著降低，消除了瓦斯超限现象，见表4－48。工作面日产量由抽放前的1620t提高到1923t。

表4－48　工作面超限情况

（2）戊9～10－20150与戊9～10－20130工作面比较：戊9～10－20130工作面位于戊9～10－20150工作面上部，其煤层瓦斯含量小于戊9～10－20130工作面，这两个工作面均进行了本煤层瓦斯抽放，不同的是戊9～10－20130工作面未进行交叉钻孔抽放，而戊9～10－20150工作面实行了交叉钻孔瓦斯抽放，两个工作面等产期间瓦斯涌出量和瓦斯超限情况有显著差别，见表4－49。

表4－49　两个工作面瓦斯涌出量和瓦斯超限情况对比表

由于进行了交叉钻孔瓦斯抽放，戊9～10－20150工作面的风量比戊9～10－20130工作面减少100～150m3／min，绝对瓦斯涌出量减少22%～33%，瓦斯超限现象基本消除。

（二）无火花风机引排上隅角瓦斯技术

回采工作面上隅角瓦斯积聚是回采工作面瓦斯积聚现象中经常出现而又难以处理的问题。“八五”期间研制成功的FSD系列塑料叶轮气动抽压风机和FSWZ系列塑料叶轮电动抽压风机在我国煤矿得到应用，其效果显著。但在使用过程中也发现了设备不配套。缺少与各类抽压风机相匹配的适合综采面快速推进的负压风筒，缺少防止高浓度瓦斯进入风筒装置。除此之外，对使用条件、使用方法、有关参数、吸风口位置和吸风量对采空区瓦斯运移及自然发火的影响等也缺乏研究。针对这些问题，平煤集团公司研究了无火花风机引排上隅角瓦斯技术及其配套装置。整套系统具有自动检测、报警、数据处理、数字显示、自动调控等功能，应用表明，该系统性能稳定可靠，适于在煤矿广泛推广应用。

1.上隅角瓦斯引排技术

在工作面U型通风系统条件下，采空区瓦斯由于受风流传播和扩散的双重作用，在工作面上隅角较集中地涌出高浓度瓦斯。工作面风流在上隅角处突然改向，流速改变，风流流向的外侧产生涡流流态，致使从采空区涌出的高浓度瓦斯在此区域积聚。采用无火花风机引排上隅角积聚瓦斯是治理上隅角瓦斯的有效措施之一。上隅角瓦斯引排系统布置示意图如图4－84所示。

图4－84　上隅角瓦斯引排系统试验布置示意图

（1）引排负压风筒长度。引排负压风筒长度与引排风量、瓦斯涌出量、风机抽排负压等因素密切相关。引排风筒越长，风筒阻力越　大，风机负压越高，对风筒质量要求越高，同时阻力越大，漏风量越严重。在实践中，引排风筒长度一般应小于150m。

（2）吸风口的合理风量。引排系统吸风口的合理吸风量应大于在上隅角处从采空区涌出的风量，从而才能形成工作面空问流向上隅角的风流流线，使采空区涌出的高浓度瓦斯流人风筒，避免在风筒吸风口产生新的涡流区而重新积聚瓦斯。

（3）吸风口与切顶线的合理距离。吸风口距切顶线的距离对引排效果影响很大。距离太大不但不能将上隅角瓦斯全部抽走，而且在风筒吸风口处的负压还会诱导上隅角积聚瓦斯向外流动，从而造成上隅角瓦斯大面积超限。吸风口应紧靠回风巷外侧，与切顶线距离一般在0.2～0.6m为宜。(www.xing528.com)

2.SWY 9500型上隅角瓦斯自动引排系统

（1）系统组成与工作原理

SWY9500型上隅角瓦斯盲动引排系统是我国目前比较成熟、性能最先进的一种无火花风机引排上隅角瓦斯技术。自动引排系统采用井下127V电源供电，适应于长时间、无人值班连续工作。

研制的设备包括：KG 9515型矿用低浓度瓦斯传感器、KBQ 9501型矿用步进电机驱动装置、KBC9506矿用隔爆型磁阻式步进电机及配套的调节风门等。配套使用的设备包括：FSD－2×18.5型矿用对旋塑料叶轮压抽式局部通风机和ASG－1声光报警器等。系统具有自动监测、自动调控、声光报警器、数字显示和信号输出等功能。系统组成如图4－85。

井下127V电源供给步进电机驱动装置，被测含瓦斯气流经双路瓦斯探头检测后由传感器输出控制信号，驱动装置将控制信号转变为功率脉冲，驱动步进电机，以调节风门位置。同时，驱动装置还提供两路电源输出，其中一路供声光报警器，一路供传感器。

图4－85　瓦斯自动引排系统组成示图

（2）系统主要技术指标

瓦斯监测浓度范围　　0～4%

瓦斯浓度控制限量　　＜3%

供电输入电源　　127V／2A

传感器供电电源　　＋12V／300mA

报警器驱动电源　　＋12V／300mA

步进电机驱动电源　　＋18V／4A

防爆形式　　dibI（＋150℃）

（3）使用环境条件

环境温度　　0～＋40℃

相对湿度　　≤95%（＋25℃时）

环境气压　　80～106kPa

3.现场应用效果分析

（1）应用工作面概况

应用工作面在平煤集团公司十二矿17170工作面，该工作面平均走向长747.5m，倾斜长141m，倾角22°～37°煤层总厚3.4m，属于高瓦斯易自燃焦肥煤层，可采储量0.96Mt，采用综合机械化采煤。由于煤层瓦斯含量高，开采强度大，供风量有限，该工作面在回采过程中经常出现回风流中瓦斯超限现象。

（2）引排装置的布置

引排装置的布置如图4－84所示。吸风头安设于上隅角内，逐次接设伸缩风筒、铁质风筒和调节风门。调节风门后10m接测试段。测试段后10m接FSDA－2×18.5型抽排瓦斯局部通风机。风机后接胶质风筒直至采区专用回风巷。

（3）应用效果分析

利用SWY 9500型上隅角瓦斯自动引排系统处理上隅角积聚瓦斯，使工作面回风中瓦斯浓度比试验前平均降低20%，且引排后记录数据无超限情况。研制的调控系统能够确保进入通风机和压入端风筒的瓦斯浓度不超过3%，瓦斯引排量可达8m3／min，满足了治理上隅角瓦斯积聚的需要。试验前后17170采煤工作面回风流中瓦斯浓度对比见表4－50。

表4－50　试验前后采面回风流瓦斯浓度对比

（三）立体网格抽采技术在严重突出区域的应用

对于透气性低、瓦斯含量高、瓦斯压力大的煤层，单一本煤层顺层钻孔抽采不能满足防突及生产的要求。只有采取综合措施，才能实现由高瓦斯区到低瓦斯区的转化，为矿井生产创建本质安全型环境。采用本煤层顺层钻孔与底板巷穿层大面积预抽钻孔相结合的立体网格抽采技术能够克服单一防突措施的不足，孟津煤矿11011工作面，由“单一抽采”变“立体综合抽采”，为严重突出区域瓦斯治理提供了一条有效途径。

1.矿井概况

孟津煤矿设计生产能力120万t／a，属高突矿井，开采煤层属三软煤层，矿井瓦斯压力较大。该矿主采山西组下部的二1煤层厚0～9.62m，平均厚2.24m，实测煤层最大瓦斯含量16.37m3／t，瓦斯压力高达3.1Mpa，煤与瓦斯突出灾害严重。根据对二1煤层井下煤体结构观测，软煤普遍发育。煤体破坏类型为III－V级，最高破坏煤层类型达到了临界值；煤体坚固性系数在0.12～0.46，最大f值小于临界值（0.5）；瓦斯放散初速度在10.5～24.0之间，瓦斯放散初速度指标均超过临界值。

11011工作面位于副井东北侧，是孟津煤矿首采工作面，其走向长120m，倾斜长1000m，总面积120000m2。其中，可采长度为770m。该工作面煤层赋存稳定，在掘进胶带运输巷期间煤层厚度轻微变化，从2.3m增厚至2.9m。轨道运输巷煤厚2.2～3.1m，平均厚2.8m。该面掘进过程中采用井下直接法测定工程面煤层原始瓦斯含量值，判定工作面煤层瓦斯含量值域为10.07～16.37m3／t，平均值为12.44m3／t。该面掘进过程中采用底板巷穿钻孔预抽煤巷条带瓦斯的区域防突措施，同时在底板巷采用水力压裂、水力冲孔对煤体进行增透，有利于瓦斯的释放，从而达到防治煤与瓦斯突出的目的。

2.立体网格抽采钻孔布置

鉴于该区域不具备保护层开采条件，为确保11011采煤工作面回采安全，孟津煤矿采取本煤层顺层钻孔和底板巷穿层大面积预抽钻孔相结合的立体网格抽采作业为区域防突措施。

（1）本煤层顺层钻孔

11011工作面轨道运输巷、胶带运输巷掘进的同时，紧跟掘进工作面50m范围内，轨道、胶带运输巷相向施工本煤层抽放钻孔，钻孔由终采线开始施工，孔深65 m，钻孔直径为89 mm，孔间距1.8m，距巷道底板1.4m，从轨道、胶带运输巷进行顺层对抽，留有相互交叉10m的重叠区，抽放孔倾角与煤层视倾角一致。切眼本煤层钻孔自距胶带运输巷向里15m处开始施工，至距轨道运输巷15m处停止施工，共设计钻孔69个。控制回采工作面推进方向70m范围。钻孔设计1排，孔间距1.2m。开孔位置距底板1m，孔径为94 mm，偏角0°，倾角为－2°～3°。本煤层预抽钻孔成孔情况如图4－86。

图4－86　本煤层顺层钻孔布置示意

（2）底板巷穿层大面积预抽钻孔

11011工作面轨道运输巷底板抽放巷、胶带运输巷底板抽放巷自底板切巷20m位置，开始向11011工作面施工穿层钻孔，每隔5m一排，每排5个钻孔，均匀控制11011工作面中间回采区域范围。11011工作面切眼底板抽放巷自11011胶带运输巷底板抽放巷1.3m位置，开始向11011工作面施工穿层钻孔，每隔4m一排，每排9个抽放钻孔，均匀控制11011工作面中间回采区域范围。底板巷穿层大面积预抽孔的孔间距根据煤层透气性和抽放半径而定。穿层大面积预抽钻孔成孔情况如图4－87所示。

3.区域预抽效果检验

根据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》（安监总煤装［2011］163号）《义煤集团矿井瓦斯抽采达标评判细则》和《防治煤与瓦斯突出规定》，对11011采煤工作面自切眼向外0～200m区域瓦斯抽采效果达标情况进行检验。

（1）瓦斯指标

按照《防治煤与瓦斯突出规定》，11011采煤工作面自切眼向外0～200m范围区域预抽措施效果检验孔共布置8个测点，其中轨道运输巷、胶带运输巷各布置4个测点，2条巷道测点交叉布置。瓦斯指标的测定严格执行《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（GB／T23250－2009）的规定。经实测，11011采煤工作面预抽煤层瓦斯后，残余瓦斯含量为5.10～7.77m3／t。其中，轨道运输巷残余瓦斯含量为5.19～7.77m3／t，胶带运输巷残余瓦斯含量为5.10～7.39m3／t，小于8.00m3／t。

图4－87　穿层大面积预抽钻孔布置示意

（2）突出预兆

此次11011采煤工作面区域预抽措施效果检验孔现场施工过程中，检验钻孔均顺利取样，没有喷孔或其他动力现象。

（3）钻孔指标

11011工作面自切眼向外0～200m范围本煤层抽放钻孔349个，合计孔深23922.4m；本煤层钻孔吨煤钻孔量为0.25m。11011工作面自切眼向外0～200m范围采用本煤层预抽钻孔和底板巷穿层大面积预抽钻孔的区域防突措施。预抽钻孔严格按抽采设计方案施工，钻孔开孔、终孔间距均未超过1.8m，处于有效抽放半径范围内。布孔均匀程度满足《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》预抽钻孔间距不得大于设计间距的要求。

（4）检验结果

孟津煤矿11011采煤工作面自切眼向外0～200m范围内区域预抽钻孔有效控制范围满足《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，预抽钻孔布置均匀；经现场实测和计算分析，区域预抽瓦斯后各评价单元可解吸瓦斯量4.77m3／t，小于7.00m3／t；残余瓦斯含量5.10～7.77m3／t，小于8.00m3／t；工作面同时满足风速不超过4m／s、回风流中瓦斯浓度低于0.8%的要求。各评价单元内残余瓦斯含量均小于8.00m3／t。由此判定孟津煤矿11011采煤工作面自切眼向外200m范围内区域瓦斯抽采效果达标。

4.结语

孟津煤矿采用立体网格抽采技术进行预抽，11011工作面的瓦斯含量由12.44m3／t降为6.43m3／t，消除了突出危险性，为安全回采创造了有利的条件。立体网格抽采技术在孟津煤矿取得了良好的效果，为严重突出区域的防突瓦斯治理提供了一条有效途径。

（四）平煤十矿井下水力压裂增透技术

中国成煤时期长，构造复杂，82%煤层的渗透率小于0.987×10－3μm2。为此，科研工作者、工程技术人员进行了各种尝试：水力冲孔、水力割缝、水力掏槽、深孔松动爆破和深孔控制爆破等增透方法，采用采前预抽、采中抽采、采后采空区抽采等多种模式对瓦斯突出煤层进行治理，但是矿井瓦斯平均抽采率仅有23%，常规的瓦斯治理措施效果有限，单纯依靠增加孔数、孔径、抽采时间，瓦斯抽采效果有限。钻孔周围瓦斯流动理论以及瓦斯涌出的一般式得知，钻孔瓦斯涌出量与煤层透气性成正比，只有增加煤层透气性才能提高瓦斯抽采率，释放瓦斯膨胀能，消除瓦斯突出危险性。

平煤股份十矿为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯灾害制约着企业的高产高效，已15－24080工作面为严重突出工作面，采取了多种常规措施仍不能保证安全采掘，如何增加煤层透气性、消除工作面的突出危险性、积累瓦斯治理经验势在必行。

1.工作面概况

平煤股份十矿位于平顶山矿区东部，井田含煤面积32.5km2，1964年2月投产，2008年核定生产能力290万t／a。矿井开拓方式为立井、斜井综合开拓，现有一个生产水平（－320m水平）4个生产采区，均为突出采区。矿井采用中央分区抽出式通风，3个进风井4个回风井，总进风量22000 m3／min左右。目前开采的2组煤层瓦斯含量和瓦斯压力高，透气性差，极难抽放，均属突出煤层。己组煤层目前开采深度已达1000 m，标高－320～－860 m，瓦斯压力1.5～2.4 MPa，瓦斯含量12.7～30.0 m3／t，透气性系数为0.052～0.076 m2／（Mpa2·d），属于难抽放煤层，矿井绝对瓦斯涌出量为130m3／min左右，相对涌出量为33.4 8m3／t。矿井瓦斯涌出量占集团公司瓦斯涌出总量的1／5，位列河南省第二，是平顶山矿区瓦斯灾害最为严重的矿井，随着开采深度的增加，深部已出现冲击地压威胁。历史上发生煤与瓦斯突出事故50余次，突出最大煤量2000t。

己15－24080采面位于十矿己四采区西翼第3阶段，为突出工作面，该采区东靠己四轨道、运输巷、瓦斯专用回风巷，西至26勘探线，南邻己15－24060采面，北部为未开采区，平均埋深800 m，最大1039m。设计走向长平均1870 m，倾斜长平均160 m，巷道支护形式为锚网支护，巷道净宽4.5 m，净高3.0m。煤种为1／3焦煤，厚2m左右，倾角20°，存在0.6m厚的软分层，煤的坚固性系数0.2～0.6，瓦斯含量20m3／t，瓦斯压力2.3MPa，顶底板为致密不透气的泥岩、砂质泥岩，采面地质构造、水文地质比较简单。工作面煤层柱状如图4－88所示。

2.井下水力压裂增透技术

图4－88　已15－24080采面煤层柱状

井下水力压裂增透技术是利用强大的水动力对煤层实施高压压裂，利用动能和压能的转换，以大于煤体破裂压力的高压水流撕裂、破碎煤（岩）体，压开煤（岩）层，通过气固液多相多场耦合，使弱面发生张开、扩展和延伸。当压力超过煤岩的抗压强度时，煤层产生新的裂缝或原始微裂缝被压开，并在横向上和纵向上延伸和扩展。一般情况下，裂缝被限制在一定的高度范围内，压开的主裂缝主要沿煤层最大水平主应力方向在煤层中延伸，对顶底板不造成损害。动态裂缝的单向延伸距离在50 m以上，在裂隙的尖端发生破裂，延伸、沟通已有的裂隙，形成裂隙网络，从而增加煤层透气性，提高瓦斯抽采率。

配套专用压裂泵组压力能达到50 MPa以上，流量为1m3／min，具有多档位操作、安全卸载、远程视频监控等功能，可实现操作人员远离压裂现场、在第二作业地点远程操作，实施多重安全技术体系，保证安全施工，一次施工。可以对60 m区域瓦斯进行治理，符合“区域治理措施先行，局部防突措施补充”的原则。

3.技术实施

2009年4月，在己15－24080工作面运输巷垂直煤层走向、平行煤层倾向施工3个压裂孔，压裂孔间距50m，仰角在20°左右，孔深65～75 m，Φ66 mm钻头成孔，终孔位置位于工作面中部。成孔后，结合现场实际情况选用化学材料封孔，封孔深度在30m以上，以保证措施实施过程中煤体位移的安全性，提供可靠的安全屏障距离。通过孔口三通阀门连接高压管路至压裂泵组，单孔压裂过程平均用时120min，压力达22 MPa，流量高达0.7m3／min，总用液量60m3左右。压裂完毕后，适度排水，并补打瓦斯抽采孔，孔径66 mm，孔深65m左右，孔间距由以前的2m调整为4m，压裂孔、抽采孔控制至少半个工作面，压裂孔布置方案的施工顺序依次为本1＃→本2＃→本3＃压裂孔，图4－89、图4－90所示。

己15－24080工作面埋深800m，煤体坚固性系数0.2～0.6，经计算，煤体破碎压力为20MPa，压裂过程中压裂管路沿线停电撤人，中间响煤炮现象不断，煤体、瓦斯、地应力相互扰动，响煤炮预示着煤体破裂，压力瞬时减小，流量瞬时增大，压裂过程中压力有较大波动，维持在12～25 MPa，压裂流量在0.3～0.8m3／min，压裂过程用液多达60m3，基本实现了地面煤层气井压裂技术的井下操作。

图4－89　本煤层压裂孔布置示意

图4－90　本煤层压裂孔剖面示意

4.压裂效果

（1）直观现象观测

压裂后2h观测压裂孔，以本1＃孔为例，观测到运输巷上帮煤壁有外移现象，外移幅度为20～35 mm，在压裂孔位置处外移量最大，2个压裂孔中间部位位移量最小，其中本l＃压裂孔以里距离本2＃压裂孔外移35 mm左右；顶板煤层结合处煤层有大范围淋水现象，以顶板结合处淋水现象严重，声像监测到压裂过程中有间断性的气水混合物喷出。在压裂进行到80min时，卸压孔有大量煤水混合物喷出，喷射到巷帮对帮。压裂后，根据现场情况估算，压裂液喷出3t左右，压裂过程未造成瓦斯异常。在回采至压裂对应位置时，观测到未压裂的工作面上部粉尘量大，下部煤体较湿润，煤体上缝隙比较发育，细微观测可见5 mm不等、方向多为平行煤层方向、稍有垂直煤层方向的缝隙，判断为压裂产生裂缝；煤体大量位移为地应力、煤体瓦斯压力释放、均衡提供了卸压空间，压裂、破碎了煤体，形成新的裂隙，沟通了原有裂、缝隙，形成了发育的裂隙网络系统，增大了煤体的透气性，疏通了瓦斯流动通道。

（2）电磁辐射效检

目前，基于地球物理方法的预测技术引起了人们的重视，电磁辐射技术预测预报煤岩动力灾害具有非接触、区域性、连续动态监测、节省钻探工程量、对生产影响小、不受煤岩体在空间上分布不均匀及时间上不稳定的影响等优点。

煤与瓦斯突出的电磁辐射预警主要采用强度和脉冲2项指标，电磁辐射强度主要反映煤岩体的受载程度及变形破裂强度，脉冲主要反映煤岩体变形及微破裂的频次，2个参数综合反映了煤体前方应力的集中程度、瓦斯压力的大小和含瓦斯煤体突出的危险程度，地应力、煤体中瓦斯能量削弱，监测用的电测辐射强度、脉冲均会减弱。

本l＃压裂孔试验前后的2h，对压裂试验地点进行电磁辐射测定，在压裂孔前后50m范围内，每10m布设一个测点，对比分析压裂前后的煤体应力和脉冲数的变化情况，测试数据如图4－91所示，测点距离－10m表示距离压裂孔以里10m（距离本1＃压裂孔40m），10m表示距离压裂孔以外10 m。

图4－91　本1＃压裂孔电磁辐射对比

由图4－78可以明显看出，压裂后，电磁辐射脉冲、强度都显著降低。由于施工压裂已经部分释放了地应力、瓦斯膨胀能，在压裂孔位置压裂前其电磁辐射脉冲、强度相对较低。在0～50m范围内，脉冲、强度呈现增大的趋势；0～－50m的范围内，先呈现出增大，在－30m处为最大，但到－50 m处（即本2＃压裂孔）减小到最低。压裂后2h监测电磁辐射的参数，脉冲在0，－30，－40m处降低幅度在80%以上，压裂孔处降为5Hz；强度在10，0，－30，－50m处降低幅度在60%以上，压裂孔附近降到了10mV左右。依据电磁辐射预测瓦斯动力现象的理论可知，压裂后，控制区域内发生瓦斯动力现象的能量大幅度被消除了。

（3）瓦斯抽采效果

考察本l＃、本2＃压裂孔间抽采钻孔，钻孔由原来的25个常规抽采孔调整为12个，监测、考察了运输巷内其他常规钻孔的抽采情况，以压裂前l＃、4＃为代表，压裂范围内的抽采情况，以压裂后3＃、6＃为代表，压裂后3＃、6＃孔距离本l＃压裂孔分别为12，24m。上述监测孔具有同样的抽采管路、抽采负压平均在14kPa左右等抽采工况，地理条件位于同一巷道内，可以认为对比条件相似。选取代表性单孔的抽采浓度、流量、总量（浓度在30%以上的时间内）作为对比指标。

在抽采半径增大1倍的情况下，瓦斯平均抽采浓度大幅度提高，抽采近2个月的时间内，压裂孔抽采瓦斯浓度多在30%以上，压裂孔单孔日抽瓦斯高达400m3，监测的压裂范围抽采孔瓦斯浓度也多在30%左右，满足发电、居民使用的要求；抽采时间大幅度延长，由以前的有效抽采10d左右提高到压裂后的40d，提高了3倍，可抽采近80d；压裂孔单孔抽采量提高了近13倍，压裂范围的抽采孔也提高了近3倍；压裂控制范围内，煤厚2m，平均瓦斯含量20m3／t，煤体密度1.35t／m3，压裂孔控制范围为两侧宽25m、长90m的近似矩形区域，压裂范围内1个压裂孔、12个压后抽采孔短期时间（瓦斯浓度大于30%）有效抽采瓦斯量为76400m3，区域范围内一次有效预抽率为31.5%，比压裂前一次预抽率22%提高了43.2%，后期共抽采近12000m3，工作面预抽率为49.5%，实现了抽采达标（图4－92）。

图4－92　压裂前后抽采情况对比

（4）效检超标率情况

己15－24080工作面在回采期间，采用钻孔瓦斯涌出初速度（q值）和钻屑量（s值）2项指标进行超标率情况效检；效检孔深8m，2项效检指标的临界值分别为3.2L／min和4.8 kg／m，其效检参数取样点和操作方法参照相关规定。在工作面未实施压裂的区域，防突指标效检超标率为12%左右。在压裂孔控制的区域内，效检情况良好，在执行的40余次效检中，仅有3次防突指标超标，超标率不足7.5%，节省了大量防突措施工程量，争取了大量的有效回采时间。

（5）经济效益

压裂后，在压裂影响范围内，煤体物性得以改善，裂隙沟通形成网络，透气性增加，使得瓦斯抽采半径增加，在对应的运输巷区段，防突钻孔工程量减少了l／2，在回采期间工作面释放孔也减少了1／2，期间因瓦斯浓度降低，以及由此带来的通风、供电、效检等费用大幅度降低，预计一次压裂施工可带来直接经济效益12万元。

5.结语

（1）成套设备能提供高压力、大流量的水来破裂、破碎煤体，生成新裂隙、沟通原有煤体裂隙，形成裂隙网络，增加煤层透气性。

（2）压裂前后，煤壁产生了高达35 mm的位移，使煤体充分卸压；压裂后脉冲降低了80%、强度指标降低了60%，平衡并降低了压裂控制区域煤层的弹性能量，消除了突出危险性。

（3）抽采量大幅度提高，压裂孔单孔日抽采量400 m3（是原来的13倍），有效抽采时间由10d延长到近45d，一次有效预抽率提高到31.5%；压裂抽采过后，防突指标效检超标率明显下降，为安全掘进提供了时间，节省了大量的防突措施工程量，综合效益显著，为矿井可持续发展提供了技术支持。