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摘要：针对焦家寨矿综放工作面回采期间瓦斯涌出规律及原因分析，采取上隅角埋管、斜交高位鉆孔抽放和高位走向裂隙长钻孔（顶板走向长钻孔）瓦斯抽放技术方法，对综放工作面瓦斯问题进行治理，并对瓦斯抽放技术方法及效果进行了比较，结果表明：上隅角埋管抽放施工量小、安装简单、抽放率低一般＜10%；斜交高位钻孔抽放采空区冒落带瓦斯，抽放率较高可达20-30%，能抽高浓度瓦斯。但施工量大，施工环境差；走向高位钻孔抽放采空区冒落带、裂隙带瓦斯，抽放率高可达30%，系统安装简单。但施工费用高；通过对比分析，并经采取综合抽放技术方法，综放面瓦斯问题治理达到了良好效果，保障了工作面正常安全生产。
关键词：瓦斯抽采、上隅角抽放、斜交钻孔抽放、顶板走向长钻孔抽放、定向钻机、治理瓦斯、效果分析
中图分类号： TQ517 文献标识码： A 文章编号：
综采放顶煤工作面采煤实质，就是沿厚煤层底部布置一个采高2～3m的长壁工作面，用常规方法进行回采，并利用矿山压力的作用或辅以松动爆破等方法，使支架上方的煤体破碎成散体后，由支架后方或上方“放煤窗口”放出，经由刮板输送机运出工作面。由于综采放顶煤工艺为一次将所采煤层全部煤体采落，由此容易造成采空区冒落带高度高于其他综采工艺的工作面的高度，这样采空区通常积聚的高浓度瓦斯，在其他因素（开采强度大、地质构造、工作面来压等）干扰影响下，采空区的瓦斯突然释放，故时常造成工作面瓦斯超限问题现象的发生，给正常生产带来安全隐患。因此针对该矿综放工作面瓦斯涌出规律及原因分析，职能部门组织专业人员积极探索瓦斯治理新方法、新技术，以更好地达到控制与治理瓦斯。曾先后采用上隅角埋管或插管、斜交高位钻孔抽放和高位走向裂隙长钻孔（顶板走向长钻孔）瓦斯抽放技术，对综放工作面采空区、上隅角瓦斯问题进行治理。2010年上半年，矿井抽采纯瓦斯33.6万m3，施工钻孔3642 m。综放工作面瓦斯抽放率达到了50%～60%，矿井瓦斯抽放率达到了16%～20%。通过实践可看出，对综放面采空区瓦斯进行抽采它是解决瓦斯问题的有效途径。
1矿井瓦斯简介
大同煤矿集团轩岗煤电公司焦家寨矿为高瓦斯矿井，2009年矿井瓦斯鉴定结果：绝对瓦斯涌出量39.25m3/min，相对瓦斯涌出量为11.83m3/t；2009年抚顺煤科院对5#煤层进行了瓦斯基础参数测定，测定结果瓦斯压力为0.5～0.91MPa，梯度为0.3472MPa/百米；瓦斯含量4.19～7.2 m3/t，梯度为1.60m3/百米；透气性系数为0.085～0.711m2/MPa2.d。5#煤开采水平为＋960-＋985水平。5#煤层为稳定可采， 煤层厚度5.7～22.15m平均厚度12.34m，煤层顶底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩。预计瓦斯含量5.9 m3/t，瓦斯压力为0.55MPa左右。
2工作面简况
焦家寨矿属宁武煤田，51109综放工作面位于井田中部下山西翼，上界为51107采空区，下界为实体煤层，上覆2#煤层2219采空区，下覆6#煤层为实体煤，该面所采5#煤层处于石炭系太原组下部。工作面走向长670m，倾斜长为130m。煤层厚度约11.0～13.9m，平均12.3m，受构造应力影响，煤体松软、破碎，工作面基本为一单斜构造，平均倾角12°。5#煤层为Ⅱ类自燃煤层，自燃发火期3～6个月，煤尘具有爆炸危险性，工作面采用“U”型通风，风量1645m3/min。该工作面采用综采放顶煤采煤方法，利用SGB-764/160型刮板输送机运煤和回收顶煤，ZF-3100/16/26型液压支架和ZG3600/17.5/27型过渡支架管理顶板。采用“两采一准”作业方式，夜、早班生产，中班检修。
3瓦斯涌出来源分析
焦家寨矿高瓦斯矿井虽然绝对瓦斯涌出量小于40 m3/min，但相对瓦斯涌出量超过10 m3/t以上。瓦斯压力大、瓦斯含量大、低透气性、高衰减；煤层自燃、特厚、松软，为较难抽放煤层。其瓦斯涌出主要体现在开采层5#煤层，瓦斯涌出量占矿井总涌出量75%以上。而综放工作面瓦斯绝对涌出量达5～8m3/min，最大达17 m3/min。工作面配风一般为1000m3/min～1650m3/min。，通过对2004年开始推广综采放顶煤采煤工艺开采的51106、51107、51108、51109和现采51105C综放工作面瓦斯涌出分析，瓦斯显现规律及原因如下：
1)上隅角、后溜尾瓦斯较大，时有超限，局部最大可达2%；
2)生产过程（早、夜班）采空区积聚的瓦斯、煤壁受压解析瓦斯（中班），通过煤壁、顶板裂隙通道易于释放；
3)因受周期来压影响直接顶垮落，采空区积聚的大量瓦斯长时间释放。工作面每推进25～35m，均造成回风流、上隅角发生瓦斯超限现象；
4)由于矿井产能较大使得矿井绝对瓦斯涌出量较大；
5)矿井开采水平的延深、长距离掘进、采掘机械化程度的提高及开采强度的加大等因素影响；
6)本煤层和邻近层煤层瓦斯赋存含量及煤层透气性影响较大。
4抽放瓦斯措施
通过分析瓦斯涌出来源，采取安装使用3套ZW85/160型移动式瓦斯抽放系统，采用上隅角埋管、斜交高位钻孔瓦斯抽放方法，并利用定向钻机沿顶板走向施工水平长钻孔（高位走向裂隙长钻孔），对51109综放面瓦斯进行治理。
抽放泵安设位置：在斜井下车场安设zwy-85/160移动式瓦斯泵对工作面抽放瓦斯。
4.1 上隅角埋管抽放抽放方式及原理
1）抽放方式：使用1台zwy-85/160抽放泵，上隅角抽放管采用Φ108mm的煤线管路或Φ300mm骨架风筒，采用Φ108mm煤线管路时，支管数量不少于2趟；抽放管路埋设在上隅角以里，支架后液压支柱1.5m以里的位置。
2）抽放原理：在回风巷内敷设抽放瓦斯管道，随着工作面的推进抽放瓦斯管逐步埋入采空区3～5m范围内，对采空区涌出的瓦斯进行抽放。在顶板周期来压或采空区瓦斯涌出量大时，可对上隅角进行简易的封堵（挂风幛或简易的封堵墙），增加采空区的密闭性，减少因抽放造成工作面上隅角漏风，提高上隅角瓦斯抽放效果，避免采空区瓦斯涌出。上隅角插管抽放采空区瓦斯方法见下图。
图1上隅角埋管抽放瓦斯平面示意图
3）治理效果：起初上隅角抽放，抽放管出口瓦斯浓度在1～2%之间，工作面、回风流，上隅角瓦斯仍存在超限现象。上隅角、后溜尾局部瓦斯最大值可达2%，对工作面安全生产造成严重影响。工作面通风瓦斯情况详见表1。
表151109采面瓦斯涌出情况表（2009年3月份）
通过加强抽放管理及时采取上、下隅角堵漏，进行长时间上隅角埋管抽放，并坚持每班对上、下隅角封堵一次循环递进的方法，使抽放出口浓度维持在2～3%，上隅角瓦斯浓度控制在0.5%左右，保证了上隅角不超限。
4.2 斜交高位走向钻孔抽放
1）原理及作用：安设一台zwy-85/160瓦斯抽放泵抽放斜交高位钻孔。即在风巷向煤层顶板施工的钻孔（高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放）。作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯。
斜交高位钻孔抽放瓦斯区域在采空区冒落带本煤层工作面前方，其优点抽放率较高，能抽高浓度瓦斯，作用点煤壁受压其解析瓦斯通过煤壁、顶板裂隙流入钻孔。缺点抽放管路与钻孔频繁连接，拆除，钻机频繁移动，工作量大。钻孔施工时在回风顺槽，煤尘、风速、瓦斯大，作业环境差。钻场、钻孔工程量大，施工钻孔排水困难；需解决利用钻孔利用率；
2）钻场选择、钻孔设计与布置：
采煤工作面的回风巷内每隔一段距离施工一个高位钻场或间隔一定距离施工一个（一组）钻孔，向工作面上方（靠机尾部）施工钻孔，钻孔位于工作面上方15～20m范围内的冒落带内，钻孔长度为30～40m，首个钻孔距工作面不小于10m，与工作面回风顺槽走向方位水平夹角不超过35o，钻孔仰角不小于15 o，钻孔距煤壁小于10 m时停止抽放。该抽采方法的抽采原理与高位巷相同。钻孔技术参数见表2。
表2钻孔技术参数表
3）治理效果
51109综放工作面在初期，采用本煤层顺层钻孔抽放和上隅角埋管抽放技术，抽放量仅为0.76 m3/min，工作面频繁发生瓦斯超限断电事故，2009年4月调整顺层孔为斜交高位孔后，钻孔布置在冒落带和氧化带范围。即对工作面施工的480个斜交高位钻孔抽放瓦斯，抽放出口瓦斯浓度在6～10%之间，瓦斯超限频次降低了80%，回风流、工作面、上隅角瓦斯浓度，在未增风量的前提下，瓦斯浓度逐步降低，瓦斯抽放率稳步提高，上隅角、后溜尾 局部瓦斯明显减小，降至1%以下，瓦斯超限得到控制。51109工作面瓦斯涌出情况见表3。
表351109工作面瓦斯涌出情况表（2009年4～9月）
4.3 顶板走向长钻孔抽放瓦斯（高位走向裂隙长钻孔）
1）钻孔布置及抽放原理：采用VLD-1000千米钻机施工ZK1、ZK2两个高位走向裂隙长钻孔抽采空区冒落带、裂隙带瓦斯 ，主孔进入煤层顶板（距５#煤层顶板１５m，即4#煤层底板中砂岩k1-1下部），ZK1轨迹水平投影平行回风顺槽且距回风顺槽巷道邦7m，ZK2轨迹水平投影平行回风顺槽且距回风顺槽巷道邦12m，终孔于工作面前方，ZK2钻孔与460m处施工分支孔一个。
2）钻场选择：选择在稳定的5#煤层顶板岩层中，供电、供水、运输、方便。钻场尺寸：长度为4.5m，宽度5m，高度3.5m。
3）钻孔设计：钻孔布置在5#顶板稳定的岩层中，距5#煤顶板15-38m范围内的裂隙带内；钻孔长度为500-800m，钻孔数量不少于2个；距工作面回风顺槽下帮不小于5m，不超过20m。1#、2#钻孔施工均为倾角5°，方位180°和182°。
4）设计要求：沿停采线至工作面推进方向，平行与回风巷道巷帮；ZK-１、ZK-２号钻孔距巷道巷帮分别为７m，12 m；３）垂直方向沿５号煤层顶15 m轨迹钻进。
5）抽放原理：作用点是以工作面回采工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯；其次受采动压力场形成的裂隙空间，成为瓦斯流动通道。通过钻孔内的负压，加速瓦斯的流动。使钻孔能够抽出瓦斯，且抽放量大大超过本煤层瓦斯抽放量。
沿顶板走向施工两个长钻孔，就是将采空区冒落带，裂隙带因风速低（低于0.5m/s） ,积聚的高浓度瓦斯抽出，降低风排瓦斯压力。即工作面离钻孔还有一段距离时，能实现超前抽出高浓度瓦斯。钻孔参数见表4。
表451109 走向高位裂隙长钻孔参数表
6）效果分析
走向高位裂隙钻孔2# 号Zk2钻孔2009年10月1日完工， 10月12日对接抽放管路，并同时启动3套抽放系统抽放瓦斯（上隅角抽放、回风斜交高位钻孔抽放、千米定向钻机钻孔抽放），其中千米钻机钻孔抽放率为15%～33%，平均值约为22%。抽放压差为10～80mmH2O，平均约为45 mmH2O，并且抽放流量不太稳定；抽放浓度8～23%之间。抽放情况见表5。
表551109工作面瓦斯涌出数据 (2009年10.12～12.1)
由表5可知，高位走向钻孔抽放率、抽放纯瓦斯量优于上隅角抽放。1#号 Zk1钻孔于2009年11月9日完工，为验证千米钻孔替代上隅角、斜交高位钻孔抽放的可行性，12月2日停止斜交高位钻孔、上隅角两套抽放系统，并同时利用两个千米钻孔主孔抽放瓦斯。瓦斯抽放率为48%～58%，平均值约为53%。抽放压差为60～130mmH2O，流量呈逐渐减小趋势，且稳定在60～80 mmH2O之间；抽放浓度为15～18%之间。呈逐渐减小趋势。
经采取VLD-1000千米水平钻机施工高位走向裂隙长钻孔，其钻孔布置在裂隙带、散热带范围，在工作面回采至450m第一个孔投运以后，至工作面停采线，未发生瓦斯超限。抽放情况见表6。
表6 1#、2#千m钻孔抽放51109工作面瓦斯涌出情况
由表6可知，启动3套抽放系统利用两个千米钻孔主孔抽放瓦斯，工作面瓦斯涌出量由10.1m3/min降至5.08m3/min。
5瓦斯抽放治理效果对比
2009年3月份51109开采初期采用上隅角抽放瓦斯，抽放管路出口瓦斯浓度在1～2%之间，工作面抽放率为7%。工作面、回风流、上隅角瓦斯有超限现象，且后溜尾局部瓦斯最大值可达2%，对工作面安全生产造成严重影响；4月份调整为采取斜交高位钻孔抽放瓦斯，钻孔抽放出口瓦斯浓度在6～10%之间，工作面抽放率为14.23～41%。在风量未增时，回风流、工作面、上隅角瓦斯浓度逐步降低，瓦斯抽放率相应提高，上隅角、后溜尾局部瓦斯明显减小，降至1%以下。10月份采用走向裂隙长钻孔抽放瓦斯，其抽放浓度、抽放率均得到很大提高，并且工作面瓦斯涌出量明显下降，瓦斯浓度得到有效控制。
瓦斯治理方法对比如下：上隅角抽放其抽放区域在上隅角附近，优点无需施工钻孔工程量小；在回风顺槽敷设一趟瓦斯抽放管路，安装简单。缺点抽放率低，一般小于10%；抽放区域密闭困难，由于瓦斯泵的拉动作用，造成上隅角长期高浓度瓦斯积聚。斜交高位钻孔抽放采空区冒落带瓦斯，优点抽放率较高，可达20～30%；能抽高浓度瓦斯，作用点煤壁受压其解析瓦斯通过煤壁、顶板裂隙流入钻孔。缺点抽放管路与钻孔频繁连接，拆除，钻机频繁移动，工作量大；钻孔施工时在回风顺槽，煤尘、风速、瓦斯大，作业环境差；钻场、钻孔工程量大，施工钻孔排水困难；需解决利用钻孔利用率。走向高位钻孔抽放采空区冒落带、裂隙带瓦斯。优点抽放率高，可达30%；无需安装瓦斯抽放正压管，系统安装简单；缺点购买钻机施工费用高；钻孔层位选择在泥岩、页岩中，施工较为困难。
6结语
1)顶板走向水平长钻孔抽放瓦斯，可针对高瓦斯综放工作面的特点，解决瓦斯问题；采用沿开采层顶板岩层走向布置迎头定向水平长钻孔可替代顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯；与其它抽放方法比较有其显著的优越性，对采掘衔接紧张的矿井更具实用。
2)由上述对比可知，上隅角抽放因抽放率低，现场管理难度大，存在一定的安全隐患；工作面斜交高位钻孔虽抽放率较高，但工程量大，施工环境差；顶板走向长钻孔具有抽放率高，抽放钻孔布置灵活，抽放系统简单，比走向高位抽放巷在技术和经济上更具优越性。
3)采面掘掘进过程和采面准备移交前施工好顶板走向长钻孔及钻场。
4)长钻孔钻机操作人员必须经过专门培训。
5)瓦斯抽采钻孔施工、塌孔、封孔有待提高；瓦斯抽采工艺，钻孔施工及抽放技术参数需优化；钻孔施工完毕及时严密封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限。
6）在有自然发火危险煤层的采空区抽采瓦斯时，必须经常检测CO浓度和气体温度等有关参数变化，发现自然发火征兆及时采取措施。
7）加强瓦斯抽采系统工作状态监控。如管道瓦斯抽采参数（流量、浓度、负压、温度）、泵站参数（环境参数、环境瓦斯浓度；抽放泵工况参数、轴温、开停状态；供电、供水等参数）。
参考文献：
［1］矿井瓦斯抽放设计规范［S］．北京：中华人民共和国煤炭工业部，1997年1月.
［2］矿井瓦斯抽放管理规范［S］．北京：中华人民共和国煤炭工业部，1997年4月.
［3］國家安全生产监督管理局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程［M］．北京：煤炭工业出版社，2010.1：49-52.
［4］张国枢，通风安全学［M］．徐州：中国矿业大学出版，2007年1月。
［5］矿井通风与安全［M］．徐州：中国矿业大学大学出版社，1989年6月。
［6］王德明.矿井通风与安全［M］．徐州：中国矿业大学大学出版社，2007.10.
［7］煤矿矿井采矿设计手册编写组．煤矿矿井采矿设计手册［M］．北京：煤炭工业出版社，1984.4.
［8］煤炭工业矿井设计规范［S］．国家技术监督局，中华人民共和国建设部联合发布，1994．７月发布，1995．3实施.
作者简介：马德林（1963—）男，山西原平人，工程师，安全工程师，从事矿井通风与安全技术管理工作。
关键词：瓦斯抽采、上隅角抽放、斜交钻孔抽放、顶板走向长钻孔抽放、定向钻机、治理瓦斯、效果分析
中图分类号： TQ517 文献标识码： A 文章编号：
综采放顶煤工作面采煤实质，就是沿厚煤层底部布置一个采高2～3m的长壁工作面，用常规方法进行回采，并利用矿山压力的作用或辅以松动爆破等方法，使支架上方的煤体破碎成散体后，由支架后方或上方“放煤窗口”放出，经由刮板输送机运出工作面。由于综采放顶煤工艺为一次将所采煤层全部煤体采落，由此容易造成采空区冒落带高度高于其他综采工艺的工作面的高度，这样采空区通常积聚的高浓度瓦斯，在其他因素（开采强度大、地质构造、工作面来压等）干扰影响下，采空区的瓦斯突然释放，故时常造成工作面瓦斯超限问题现象的发生，给正常生产带来安全隐患。因此针对该矿综放工作面瓦斯涌出规律及原因分析，职能部门组织专业人员积极探索瓦斯治理新方法、新技术，以更好地达到控制与治理瓦斯。曾先后采用上隅角埋管或插管、斜交高位钻孔抽放和高位走向裂隙长钻孔（顶板走向长钻孔）瓦斯抽放技术，对综放工作面采空区、上隅角瓦斯问题进行治理。2010年上半年，矿井抽采纯瓦斯33.6万m3，施工钻孔3642 m。综放工作面瓦斯抽放率达到了50%～60%，矿井瓦斯抽放率达到了16%～20%。通过实践可看出，对综放面采空区瓦斯进行抽采它是解决瓦斯问题的有效途径。
1矿井瓦斯简介
大同煤矿集团轩岗煤电公司焦家寨矿为高瓦斯矿井，2009年矿井瓦斯鉴定结果：绝对瓦斯涌出量39.25m3/min，相对瓦斯涌出量为11.83m3/t；2009年抚顺煤科院对5#煤层进行了瓦斯基础参数测定，测定结果瓦斯压力为0.5～0.91MPa，梯度为0.3472MPa/百米；瓦斯含量4.19～7.2 m3/t，梯度为1.60m3/百米；透气性系数为0.085～0.711m2/MPa2.d。5#煤开采水平为＋960-＋985水平。5#煤层为稳定可采， 煤层厚度5.7～22.15m平均厚度12.34m，煤层顶底板岩性主要为泥岩、砂质泥岩。预计瓦斯含量5.9 m3/t，瓦斯压力为0.55MPa左右。
2工作面简况
焦家寨矿属宁武煤田，51109综放工作面位于井田中部下山西翼，上界为51107采空区，下界为实体煤层，上覆2#煤层2219采空区，下覆6#煤层为实体煤，该面所采5#煤层处于石炭系太原组下部。工作面走向长670m，倾斜长为130m。煤层厚度约11.0～13.9m，平均12.3m，受构造应力影响，煤体松软、破碎，工作面基本为一单斜构造，平均倾角12°。5#煤层为Ⅱ类自燃煤层，自燃发火期3～6个月，煤尘具有爆炸危险性，工作面采用“U”型通风，风量1645m3/min。该工作面采用综采放顶煤采煤方法，利用SGB-764/160型刮板输送机运煤和回收顶煤，ZF-3100/16/26型液压支架和ZG3600/17.5/27型过渡支架管理顶板。采用“两采一准”作业方式，夜、早班生产，中班检修。
3瓦斯涌出来源分析
焦家寨矿高瓦斯矿井虽然绝对瓦斯涌出量小于40 m3/min，但相对瓦斯涌出量超过10 m3/t以上。瓦斯压力大、瓦斯含量大、低透气性、高衰减；煤层自燃、特厚、松软，为较难抽放煤层。其瓦斯涌出主要体现在开采层5#煤层，瓦斯涌出量占矿井总涌出量75%以上。而综放工作面瓦斯绝对涌出量达5～8m3/min，最大达17 m3/min。工作面配风一般为1000m3/min～1650m3/min。，通过对2004年开始推广综采放顶煤采煤工艺开采的51106、51107、51108、51109和现采51105C综放工作面瓦斯涌出分析，瓦斯显现规律及原因如下：
1)上隅角、后溜尾瓦斯较大，时有超限，局部最大可达2%；
2)生产过程（早、夜班）采空区积聚的瓦斯、煤壁受压解析瓦斯（中班），通过煤壁、顶板裂隙通道易于释放；
3)因受周期来压影响直接顶垮落，采空区积聚的大量瓦斯长时间释放。工作面每推进25～35m，均造成回风流、上隅角发生瓦斯超限现象；
4)由于矿井产能较大使得矿井绝对瓦斯涌出量较大；
5)矿井开采水平的延深、长距离掘进、采掘机械化程度的提高及开采强度的加大等因素影响；
6)本煤层和邻近层煤层瓦斯赋存含量及煤层透气性影响较大。
4抽放瓦斯措施
通过分析瓦斯涌出来源，采取安装使用3套ZW85/160型移动式瓦斯抽放系统，采用上隅角埋管、斜交高位钻孔瓦斯抽放方法，并利用定向钻机沿顶板走向施工水平长钻孔（高位走向裂隙长钻孔），对51109综放面瓦斯进行治理。
抽放泵安设位置：在斜井下车场安设zwy-85/160移动式瓦斯泵对工作面抽放瓦斯。
4.1 上隅角埋管抽放抽放方式及原理
1）抽放方式：使用1台zwy-85/160抽放泵，上隅角抽放管采用Φ108mm的煤线管路或Φ300mm骨架风筒，采用Φ108mm煤线管路时，支管数量不少于2趟；抽放管路埋设在上隅角以里，支架后液压支柱1.5m以里的位置。
2）抽放原理：在回风巷内敷设抽放瓦斯管道，随着工作面的推进抽放瓦斯管逐步埋入采空区3～5m范围内，对采空区涌出的瓦斯进行抽放。在顶板周期来压或采空区瓦斯涌出量大时，可对上隅角进行简易的封堵（挂风幛或简易的封堵墙），增加采空区的密闭性，减少因抽放造成工作面上隅角漏风，提高上隅角瓦斯抽放效果，避免采空区瓦斯涌出。上隅角插管抽放采空区瓦斯方法见下图。
图1上隅角埋管抽放瓦斯平面示意图
3）治理效果：起初上隅角抽放，抽放管出口瓦斯浓度在1～2%之间，工作面、回风流，上隅角瓦斯仍存在超限现象。上隅角、后溜尾局部瓦斯最大值可达2%，对工作面安全生产造成严重影响。工作面通风瓦斯情况详见表1。
表151109采面瓦斯涌出情况表（2009年3月份）
通过加强抽放管理及时采取上、下隅角堵漏，进行长时间上隅角埋管抽放，并坚持每班对上、下隅角封堵一次循环递进的方法，使抽放出口浓度维持在2～3%，上隅角瓦斯浓度控制在0.5%左右，保证了上隅角不超限。
4.2 斜交高位走向钻孔抽放
1）原理及作用：安设一台zwy-85/160瓦斯抽放泵抽放斜交高位钻孔。即在风巷向煤层顶板施工的钻孔（高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放）。作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯。
斜交高位钻孔抽放瓦斯区域在采空区冒落带本煤层工作面前方，其优点抽放率较高，能抽高浓度瓦斯，作用点煤壁受压其解析瓦斯通过煤壁、顶板裂隙流入钻孔。缺点抽放管路与钻孔频繁连接，拆除，钻机频繁移动，工作量大。钻孔施工时在回风顺槽，煤尘、风速、瓦斯大，作业环境差。钻场、钻孔工程量大，施工钻孔排水困难；需解决利用钻孔利用率；
2）钻场选择、钻孔设计与布置：
采煤工作面的回风巷内每隔一段距离施工一个高位钻场或间隔一定距离施工一个（一组）钻孔，向工作面上方（靠机尾部）施工钻孔，钻孔位于工作面上方15～20m范围内的冒落带内，钻孔长度为30～40m，首个钻孔距工作面不小于10m，与工作面回风顺槽走向方位水平夹角不超过35o，钻孔仰角不小于15 o，钻孔距煤壁小于10 m时停止抽放。该抽采方法的抽采原理与高位巷相同。钻孔技术参数见表2。
表2钻孔技术参数表
3）治理效果
51109综放工作面在初期，采用本煤层顺层钻孔抽放和上隅角埋管抽放技术，抽放量仅为0.76 m3/min，工作面频繁发生瓦斯超限断电事故，2009年4月调整顺层孔为斜交高位孔后，钻孔布置在冒落带和氧化带范围。即对工作面施工的480个斜交高位钻孔抽放瓦斯，抽放出口瓦斯浓度在6～10%之间，瓦斯超限频次降低了80%，回风流、工作面、上隅角瓦斯浓度，在未增风量的前提下，瓦斯浓度逐步降低，瓦斯抽放率稳步提高，上隅角、后溜尾 局部瓦斯明显减小，降至1%以下，瓦斯超限得到控制。51109工作面瓦斯涌出情况见表3。
表351109工作面瓦斯涌出情况表（2009年4～9月）
4.3 顶板走向长钻孔抽放瓦斯（高位走向裂隙长钻孔）
1）钻孔布置及抽放原理：采用VLD-1000千米钻机施工ZK1、ZK2两个高位走向裂隙长钻孔抽采空区冒落带、裂隙带瓦斯 ，主孔进入煤层顶板（距５#煤层顶板１５m，即4#煤层底板中砂岩k1-1下部），ZK1轨迹水平投影平行回风顺槽且距回风顺槽巷道邦7m，ZK2轨迹水平投影平行回风顺槽且距回风顺槽巷道邦12m，终孔于工作面前方，ZK2钻孔与460m处施工分支孔一个。
2）钻场选择：选择在稳定的5#煤层顶板岩层中，供电、供水、运输、方便。钻场尺寸：长度为4.5m，宽度5m，高度3.5m。
3）钻孔设计：钻孔布置在5#顶板稳定的岩层中，距5#煤顶板15-38m范围内的裂隙带内；钻孔长度为500-800m，钻孔数量不少于2个；距工作面回风顺槽下帮不小于5m，不超过20m。1#、2#钻孔施工均为倾角5°，方位180°和182°。
4）设计要求：沿停采线至工作面推进方向，平行与回风巷道巷帮；ZK-１、ZK-２号钻孔距巷道巷帮分别为７m，12 m；３）垂直方向沿５号煤层顶15 m轨迹钻进。
5）抽放原理：作用点是以工作面回采工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯；其次受采动压力场形成的裂隙空间，成为瓦斯流动通道。通过钻孔内的负压，加速瓦斯的流动。使钻孔能够抽出瓦斯，且抽放量大大超过本煤层瓦斯抽放量。
沿顶板走向施工两个长钻孔，就是将采空区冒落带，裂隙带因风速低（低于0.5m/s） ,积聚的高浓度瓦斯抽出，降低风排瓦斯压力。即工作面离钻孔还有一段距离时，能实现超前抽出高浓度瓦斯。钻孔参数见表4。
表451109 走向高位裂隙长钻孔参数表
6）效果分析
走向高位裂隙钻孔2# 号Zk2钻孔2009年10月1日完工， 10月12日对接抽放管路，并同时启动3套抽放系统抽放瓦斯（上隅角抽放、回风斜交高位钻孔抽放、千米定向钻机钻孔抽放），其中千米钻机钻孔抽放率为15%～33%，平均值约为22%。抽放压差为10～80mmH2O，平均约为45 mmH2O，并且抽放流量不太稳定；抽放浓度8～23%之间。抽放情况见表5。
表551109工作面瓦斯涌出数据 (2009年10.12～12.1)
由表5可知，高位走向钻孔抽放率、抽放纯瓦斯量优于上隅角抽放。1#号 Zk1钻孔于2009年11月9日完工，为验证千米钻孔替代上隅角、斜交高位钻孔抽放的可行性，12月2日停止斜交高位钻孔、上隅角两套抽放系统，并同时利用两个千米钻孔主孔抽放瓦斯。瓦斯抽放率为48%～58%，平均值约为53%。抽放压差为60～130mmH2O，流量呈逐渐减小趋势，且稳定在60～80 mmH2O之间；抽放浓度为15～18%之间。呈逐渐减小趋势。
经采取VLD-1000千米水平钻机施工高位走向裂隙长钻孔，其钻孔布置在裂隙带、散热带范围，在工作面回采至450m第一个孔投运以后，至工作面停采线，未发生瓦斯超限。抽放情况见表6。
表6 1#、2#千m钻孔抽放51109工作面瓦斯涌出情况
由表6可知，启动3套抽放系统利用两个千米钻孔主孔抽放瓦斯，工作面瓦斯涌出量由10.1m3/min降至5.08m3/min。
5瓦斯抽放治理效果对比
2009年3月份51109开采初期采用上隅角抽放瓦斯，抽放管路出口瓦斯浓度在1～2%之间，工作面抽放率为7%。工作面、回风流、上隅角瓦斯有超限现象，且后溜尾局部瓦斯最大值可达2%，对工作面安全生产造成严重影响；4月份调整为采取斜交高位钻孔抽放瓦斯，钻孔抽放出口瓦斯浓度在6～10%之间，工作面抽放率为14.23～41%。在风量未增时，回风流、工作面、上隅角瓦斯浓度逐步降低，瓦斯抽放率相应提高，上隅角、后溜尾局部瓦斯明显减小，降至1%以下。10月份采用走向裂隙长钻孔抽放瓦斯，其抽放浓度、抽放率均得到很大提高，并且工作面瓦斯涌出量明显下降，瓦斯浓度得到有效控制。
瓦斯治理方法对比如下：上隅角抽放其抽放区域在上隅角附近，优点无需施工钻孔工程量小；在回风顺槽敷设一趟瓦斯抽放管路，安装简单。缺点抽放率低，一般小于10%；抽放区域密闭困难，由于瓦斯泵的拉动作用，造成上隅角长期高浓度瓦斯积聚。斜交高位钻孔抽放采空区冒落带瓦斯，优点抽放率较高，可达20～30%；能抽高浓度瓦斯，作用点煤壁受压其解析瓦斯通过煤壁、顶板裂隙流入钻孔。缺点抽放管路与钻孔频繁连接，拆除，钻机频繁移动，工作量大；钻孔施工时在回风顺槽，煤尘、风速、瓦斯大，作业环境差；钻场、钻孔工程量大，施工钻孔排水困难；需解决利用钻孔利用率。走向高位钻孔抽放采空区冒落带、裂隙带瓦斯。优点抽放率高，可达30%；无需安装瓦斯抽放正压管，系统安装简单；缺点购买钻机施工费用高；钻孔层位选择在泥岩、页岩中，施工较为困难。
6结语
1)顶板走向水平长钻孔抽放瓦斯，可针对高瓦斯综放工作面的特点，解决瓦斯问题；采用沿开采层顶板岩层走向布置迎头定向水平长钻孔可替代顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯；与其它抽放方法比较有其显著的优越性，对采掘衔接紧张的矿井更具实用。
2)由上述对比可知，上隅角抽放因抽放率低，现场管理难度大，存在一定的安全隐患；工作面斜交高位钻孔虽抽放率较高，但工程量大，施工环境差；顶板走向长钻孔具有抽放率高，抽放钻孔布置灵活，抽放系统简单，比走向高位抽放巷在技术和经济上更具优越性。
3)采面掘掘进过程和采面准备移交前施工好顶板走向长钻孔及钻场。
4)长钻孔钻机操作人员必须经过专门培训。
5)瓦斯抽采钻孔施工、塌孔、封孔有待提高；瓦斯抽采工艺，钻孔施工及抽放技术参数需优化；钻孔施工完毕及时严密封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限。
6）在有自然发火危险煤层的采空区抽采瓦斯时，必须经常检测CO浓度和气体温度等有关参数变化，发现自然发火征兆及时采取措施。
7）加强瓦斯抽采系统工作状态监控。如管道瓦斯抽采参数（流量、浓度、负压、温度）、泵站参数（环境参数、环境瓦斯浓度；抽放泵工况参数、轴温、开停状态；供电、供水等参数）。
参考文献：
［1］矿井瓦斯抽放设计规范［S］．北京：中华人民共和国煤炭工业部，1997年1月.
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［3］國家安全生产监督管理局，国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程［M］．北京：煤炭工业出版社，2010.1：49-52.
［4］张国枢，通风安全学［M］．徐州：中国矿业大学出版，2007年1月。
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［6］王德明.矿井通风与安全［M］．徐州：中国矿业大学大学出版社，2007.10.
［7］煤矿矿井采矿设计手册编写组．煤矿矿井采矿设计手册［M］．北京：煤炭工业出版社，1984.4.
［8］煤炭工业矿井设计规范［S］．国家技术监督局，中华人民共和国建设部联合发布，1994．７月发布，1995．3实施.
作者简介：马德林（1963—）男，山西原平人，工程师，安全工程师，从事矿井通风与安全技术管理工作。