“Y+高抽巷”工作面初采期瓦斯治理技術研究與應用

礦壓與工作面瓦斯涌出規(guī)律實測分析4Analysisofundergroundpressureandgasemissioninworkingface在煤炭綜放面初采期過程中由于上覆巖層的垮落，會導致瓦斯在某個時刻突發(fā)性的大量涌出，研究頂板來壓與采空區(qū)瓦斯涌出之間的聯(lián)系對治理初采期末期瓦斯大規(guī)模涌出具有重要的意義。尤其是近年來煤炭開采深度的不斷加深，導致劇烈的圍巖活動與瓦斯涌出的問題逐漸加重。為保證漳村煤礦在初采期工作面瓦斯不超限，對采場上覆巖層活動和瓦斯涌出之間存在的內(nèi)在機制的研究是很有必要的。瓦斯在煤礦的煤層中主要以吸收態(tài)的形式存在，另一部分瓦斯以游離態(tài)的形式附存在煤層內(nèi)。當周期來壓時上方巖層會發(fā)生變形或者斷裂，此時上覆巖的保氣能力大大削弱。其主要表現(xiàn)在兩個方面：一是增加了孔隙率，在上覆巖與采空區(qū)之間形成氣體流通的通道，使上方游離態(tài)的瓦斯能夠順暢地流入采空區(qū)內(nèi)；二會產(chǎn)生減壓區(qū)，原本吸附在煤體內(nèi)的瓦斯會大量解析，且此部分瓦斯含量占大多數(shù)。所以當來壓導致上方巖層發(fā)生變動時會使上方富集的CH4和其他氣體大批次的涌到采空區(qū)，從而導致工作面瓦斯含量升高。研究礦壓與瓦斯涌出之間的規(guī)律對治理潞安漳村礦2603工作面初采期的瓦斯問題具有重要意義。4.1支撐壓力與瓦斯涌出規(guī)律的關系(Relationshipbetweensupportpressureandgasemissionlaw)當采空區(qū)上方由于煤炭的挖掘產(chǎn)生的懸臂梁斷裂、坍塌時，會使得工作面前方待采煤體所受支撐壓力產(chǎn)生變化。采空區(qū)上部巖層有規(guī)律的礦壓活動，包括初次來壓和以后的周期性來壓導致的懸臂梁斷裂和坍塌都會減少待采煤體所受支撐壓力。工作面前方的待采煤體所受壓力是隨著采煤工作的進行不斷變化的。初采時工作面前方待采煤體所受支撐壓力隨著懸臂梁的伸長逐步增大，當采空區(qū)上方懸臂梁斷裂時，工作面前方煤體所受支撐壓力會突然降低，然后繼續(xù)隨著采煤工作的進行逐步增大，由此往復。工作面前方煤體所受支撐壓力跟煤巖體內(nèi)的裂隙有直接關系，而煤巖體內(nèi)部裂隙的發(fā)育會對煤內(nèi)部瓦斯的壓力梯度產(chǎn)生影響。工作面前方待采煤體內(nèi)部裂隙發(fā)育、貫通情況對其內(nèi)部瓦斯流動情況和流動強度起著決定性作用。除此之外支撐壓力的變化也可能會壓縮煤體產(chǎn)生失穩(wěn)而導致沖擊礦壓。綜上所述，對于瓦斯含量豐富的煤層要充分研究其支撐壓力變化規(guī)律，從而達到掌握煤壁瓦斯涌出的規(guī)律的目的。4.1.1支撐壓力實測本文采用地應力傳感器對長治漳村礦2603工作面開采煤體進行支撐壓力現(xiàn)場實測，以此研究工作面前方煤體支撐壓力的動態(tài)變化規(guī)律。根據(jù)現(xiàn)場實際情況，本文將應力傳感器布置在輔進風巷內(nèi)，其距開切眼15m，以后每間隔10m布置一個地應力傳感器，共計6個，傳感器編號從靠近工作面的傳感器為1#依次排列。布置位置示意圖如圖3-1所示。圖4-1支撐壓力傳感器布置示意圖Figure4-1Abutmentpressuresensorlocationdiagram對2603工作面進行了30天的待采煤層支撐壓力測試，其中1#、3#、4#、6#傳感器由于壓力導致鉆孔塌孔中途損壞，未獲得完整數(shù)據(jù)。本文將2#、5#號傳感器獲得的數(shù)據(jù)不是待采煤巖體實際受到的礦壓的應力值，但基本反映了采煤活動進行過程中工作面推進前方待采煤巖體所處應力的分布特征和變化趨勢。所以本文可以通過分析應力值曲線表得到待采煤層內(nèi)應力變化及孔隙發(fā)育情況。曲線表如圖所示。圖4-22#孔應力與距工作面距離關系曲線圖Figure4-2Thecurveoftherelationshipbetweenthestressof2#holeandthedistancefromtheworkingface圖4-35#孔應力與距工作面距離關系曲線圖Figure4-3Thecurveoftherelationshipbetweenthestressof5#holeandthedistancefromtheworkingface從圖4-1~4-3所示的應力傳感器監(jiān)測結果可以看出:1)根據(jù)應力曲線圖本文可以看出隨著采煤工作的開展應力傳感器所測得數(shù)值呈現(xiàn)先緩慢升高到達最高點，然后較快降低的趨勢。這種起伏說明從開切眼開始隨著采煤工作的推進工作面前方待采煤體所受支撐應力一直在緩慢增大，當支撐應力達到其峰值以后會逐漸減小，采面前方煤體受力先緩速增加然后過渡到快速增加的階段，在緩速增加最后急劇降低；2)圖中曲線大體呈現(xiàn)先劇烈升高然后劇烈降低，并且在距離工作面+5m左右出現(xiàn)一次峰值，隨后繼續(xù)升高至支撐應力最大值，約出現(xiàn)在距離工作面13m~16m之間。這些起伏說明工作面經(jīng)受周期來壓的影響，導致待采煤體支撐應力出現(xiàn)波動。2#鉆孔內(nèi)探測器獲得的應力曲線圖顯示2603工作面煤體在探測器距離工作面14米時出現(xiàn)峰值；在實測過程中2603工作面前方煤體的5#孔所測得的數(shù)據(jù)曲線有兩個大的峰值，這說明此工作面在這一過程中經(jīng)歷了兩次周期來壓，初次來壓發(fā)生在探測器距離工作面30米的時候，第二次來壓發(fā)生在探測器距離工作15米左右的時候。通過上述分析本文可以基本判斷初次來壓發(fā)生在工作面推進到距離開切眼25米左右時。第二次來壓則發(fā)生在工作面推進到距離開切眼40米左右時。當探測器接近工作面時，其所受應力逐漸降低，進入卸壓帶。26采區(qū)在以后的工作面開采時應該著重注意才開采到工作面推進20米~30米這一范圍時因為初次來壓可能導致的瓦斯超限問題；3)分析曲線圖本文可以不難得出支撐應力的最大值會出現(xiàn)在距采煤工作面14m左右，采煤工作面推進方向+5m以內(nèi)為卸壓帶，采煤工作面推進方向+5~+10m范圍內(nèi)應力相對高，支撐壓力最大值集中在距離工作面在距離采煤工作面+15左右，圖3-2、圖3-3的曲線反映了潞安漳村煤礦2603綜放工作面受周期來壓影響明顯。4.1.2支撐壓力對煤體裂隙發(fā)育的影響A—原巖應力區(qū)；B—蓄壓閉合區(qū)；C—極限平衡區(qū)；D—卸壓增流區(qū)；G—工作面開采空間；K—工作面采空區(qū)圖4-4工作面支撐應力示意圖Figure4-4Supportingstressofworkingface分析可知:1）A區(qū)因為沒有受到采煤工作的影響，離工作面較遠的待采煤巖體，也就是原巖應力區(qū)，其煤體內(nèi)只存在不發(fā)育的、原生的裂隙和孔隙等，所以在原巖應力區(qū)內(nèi)部供瓦斯流動的通道的空間相對狹小、數(shù)量相對少很多。在原巖應力區(qū)區(qū)域進行的瓦斯抽采鉆孔抽采活動的有效性只能依靠原始瓦斯壓力和煤層滲性。2)隨著采煤工作的進行，采空區(qū)上方懸臂梁會一步步地延伸，這使得煤壁推進方向上煤巖體受到上覆巖壓力產(chǎn)生的礦壓活動在B區(qū)呈現(xiàn)積蓄壓力的狀態(tài)簡稱“蓄壓閉合”，此區(qū)域的支撐壓力向著工作面方向慢慢增大。B區(qū)由于支撐壓力相比于原巖應力區(qū)較大，煤巖體內(nèi)部的裂隙被壓縮、變形導致原生裂隙閉合，此區(qū)域煤巖體的孔隙率和滲透容積小于原巖應力區(qū)。綜上B區(qū)瓦斯流動速度小于原巖應力區(qū)，該區(qū)域的瓦斯抽采流量必然效果不佳。3)B區(qū)與C區(qū)之間即是支撐壓力的峰值，此處煤巖體裂隙最小，瓦斯流通最為困難。達到峰值以后待采煤巖體所受應力會慢慢降低。C區(qū)為極限平衡區(qū)，C區(qū)域內(nèi)煤巖體因為支撐應力的減小裂隙會再次發(fā)育、擴張，相互連接形成瓦斯流通網(wǎng)絡，這些裂隙構成的流通網(wǎng)絡里富集了大量的吸附、游離瓦斯，且能量巨大；與此同時待采煤體還是處于承壓狀態(tài)，極限平衡區(qū)的邊界處瓦斯壓力梯度較大，輕微的擾動都可能破壞這種平衡狀態(tài)。4)D區(qū)域的煤巖體所受支撐壓力持續(xù)降低，該區(qū)域的裂隙發(fā)育的更好，瓦斯流通網(wǎng)絡更發(fā)達；同時由于承受支撐壓力的減少，使得瓦斯解吸能力增加。以上兩點打破了D區(qū)承受支撐壓力的平衡狀態(tài)和瓦斯的解吸、吸附的平衡狀態(tài)。大量的瓦斯解吸和瓦斯流通網(wǎng)絡的進一步發(fā)育，加之在高瓦斯壓力梯度下D區(qū)煤體內(nèi)的瓦斯會大量涌向采煤工作面本文稱之為卸壓增流區(qū)，D區(qū)與采煤工作面距離較短，涌到工作面的瓦斯需要通風帶走，以保證礦工的安全。4.1.3支撐壓力與瓦斯涌出關系實測本文利用鉆孔鉆進工作面推進方向的待采煤層，根據(jù)產(chǎn)生的鉆屑量來探究該煤體承受的支撐壓力。根據(jù)理論研究和現(xiàn)場試驗表明，鉆屑量在煤層未到達支撐應力峰值時鉆屑量與應力是正比上升關系，到達支撐應力峰值后鉆屑量與應力是正比下降的關系。所以本文利用打鉆產(chǎn)生的煤屑重量和單位時間內(nèi)通過鉆孔涌出的瓦斯總量的關系來探究工作面前方待采煤體不同區(qū)域的支撐壓力與此區(qū)域內(nèi)瓦斯涌出量的關系。測量示意圖如圖3-1-5所示。圖4-5鉆屑及瓦斯測量示意圖Figure4-5Schematicdiagramofcuttingsandgasmeasurement實測工具：中空壓風排屑鉆桿、彈簧秤、鋼卷尺、氣囊封孔器、集氣管、流量計、加壓器、加壓管。實測步驟：利用中空壓風排屑鉆桿在輔進風巷內(nèi)向煤層打鉆（走向方向）。每排7個鉆孔，從開切眼開始，每個鉆孔間隔5米，鉆孔深度為15.5米，鉆孔直徑為42毫米。施工時當鉆孔鉆到至7m時，取7~8米這一區(qū)段（L3）的鉆出的煤屑，用彈簧秤秤出7到8米內(nèi)鉆出煤碎屑的重量（S1,單位kg）；然后再向前鉆半米，鉆完畢后用氣囊封孔器構建測氣室，測氣室范圍為8~8.5米，利用集氣管引出測氣室內(nèi)瓦斯，流量計得出瓦斯流量(Q1，單位m3)，測一分鐘。然后繼續(xù)打鉆達到14米時，取14~15米這一區(qū)段（L2）的鉆出煤屑，彈簧秤秤出該區(qū)段煤屑的重量（S2,單位kg）；繼續(xù)鉆出半米的測氣室（L1）,測出瓦斯量（Q2，單位m3）。將7個鉆孔所測得數(shù)據(jù)記錄制成表格，如表3-1所示。表4-1鉆孔鉆屑量和瓦斯涌出量實測數(shù)據(jù)Table4-1Measureddataofdrillingsludgeweightandgasemission距工作面距離S1/kgQ1/LS2/kgQ2/L580.18.60.4109.50.810.41.21511.51.512.72209.21.39.91.72581.28.41.5307.30.97.51.2356.80.871圖4-6鉆孔鉆屑量和瓦斯涌出量與距工作面距離的關系Figure4-6Drillingsludgeweightandgasemissionwiththedistancechangefromworkingface由鉆屑重量、瓦斯涌出量和它們距離工作面的大小可以得出以下關系:1)鉆孔鉆出煤屑的重量從距離工作面5米的長度到距離工作面15米的長度這一區(qū)段呈上升趨勢。達到最大值以后先快速減少，然后進入緩慢降低直至平穩(wěn)狀態(tài)。這與前一節(jié)工作面前方煤巖體支撐應力實測的先增壓達到峰值然后急劇卸壓到緩慢卸壓直至原巖應力的走向趨勢相互呼應，所以利用鉆孔鉆出煤屑重量一定程度上反映了工作面推進方向上待采煤層所受應力的分布曲線;2)由曲線圖本文可以看出鉆孔7~8米排出煤屑量S1小于鉆孔14~15米排出煤屑量S2，說明距離輔進風巷巷道壁面的煤巖體所受支撐壓力小于距離巷道壁面深度大的煤巖體所受支撐壓力。鉆孔內(nèi)7~8米區(qū)段瓦斯涌出量也小于14~15米區(qū)段內(nèi)瓦斯涌出量，這與鉆屑量成正比。3)距離工作面大小不同的鉆孔瓦斯涌出量（Q1、Q2）與不同距離鉆孔鉆出煤屑重量涌出量（Q1、Q2）呈現(xiàn)相同趨勢，也是在距離工作面相對較近時涌出量低，到距離工作面15米處達到最大值，然后經(jīng)歷一個快速衰減階段以后變?yōu)榫徛p，直至平穩(wěn)。4)本節(jié)與工作面不同距離鉆孔鉆屑量與3.1.1節(jié)對工作面前方煤體進行的支撐壓力實測相對應，都是呈現(xiàn)先增高到達峰值，然后極速衰退，再變?yōu)榫徛ネ?，最后進入平穩(wěn)的狀態(tài)?；敬_定了前方煤體應力變化的大體趨勢。而本節(jié)鉆孔內(nèi)瓦斯涌出量也隨距工作面距離的增大出現(xiàn)了由小快速增大至最大值然后快速降低，最后緩慢降低至相對平穩(wěn)的狀態(tài)。綜上工作面前方待采煤巖體支撐應力與瓦斯涌出量的變化成同步趨勢，也就是說煤體某一區(qū)段所受支撐壓力越大此區(qū)段的瓦斯涌出量也會相應的變大，當煤體所受的支撐壓力(礦壓)較大時，可能會出現(xiàn)瓦斯大量涌出的情況。4.2采空區(qū)頂板垮落對瓦斯涌出的影響(ImpactonGasEmissionCausedbyRoofFallinginGob)初采期的初次來壓，即采空區(qū)頂板垮落，其實質(zhì)為采空區(qū)頂板巖塊斷裂、下墜對采空區(qū)內(nèi)采煤工作遺留殘存的遺煤、矸石的非彈性碰撞產(chǎn)生的沖擊。當初次來壓時，頂板巖層內(nèi)夾雜的薄煤體內(nèi)的瓦斯會釋放出來，進入采空區(qū)；頂板的沉降也會壓縮采空區(qū)空間體積，導致采煤工作遺留的煤及矸石釋放的瓦斯的存儲空間被大大壓縮。這兩種原因疊加導致初次來壓時采空區(qū)瓦斯會大量涌出，對工作面工人生命安全產(chǎn)生威脅。當采煤工作進行、綜放面推進時，會在工作面后方形成采空區(qū)，采空區(qū)上方巖石是以鉸拱式結構維持平衡的，當F0=T0（F0為鉸拱咬合點所受的壓剪力，T0為極限強度）時鉸拱式結構達到極限平衡點。而采煤工作持續(xù)進行，采空區(qū)體積越開越大導致采空區(qū)上方覆巖懸空距離增長，F(xiàn)0會越來越大，當F0＞T0時，采空區(qū)以鉸拱式結構所維持的平衡會被打破，結構失穩(wěn)，采空區(qū)頂板巖層發(fā)生斷裂并且急劇下沉。轟然砸下的巖石對采空區(qū)底部遺煤及矸石產(chǎn)生動態(tài)的沖擊力，其沖擊結果示意圖如圖4-7所示。圖4-7頂板垮落對采空區(qū)沖擊的力學過程分析Figure4-7Mechanicalprocessanalysisofroofcavingingob4.2.1漳村煤礦2603工作面礦壓實測漳村煤礦在2603工作面裝設有壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)，井上部分包括計算機及其所裝的處理系統(tǒng)和分析系統(tǒng)，井下部分包括適配器、采集器、壓力監(jiān)測機。頂板壓力監(jiān)測系統(tǒng)可以實現(xiàn)對礦壓24小時的監(jiān)測。該系統(tǒng)接收到井下數(shù)據(jù)后，對數(shù)據(jù)進行處理，最后將數(shù)據(jù)整理成曲線圖或者動態(tài)直方圖的形式，并且可以導出數(shù)據(jù)，頂板壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)示意圖如圖3-2-2所示。圖4-8頂板壓力在線監(jiān)則系統(tǒng)圖Figure4-8Toppressureonlinemonitoringsystemdiagram在從開切眼開始采煤之前本文事先裝好液壓支架壓力在線監(jiān)測系統(tǒng)。在液壓支架上安裝井下監(jiān)測設備，每隔5個液壓支架設置1臺支架壓力分機，安裝編號1#,2#···20#，共20個監(jiān)測點，對2603工作面進行液體壓強測量、工作面和巷道的支護情況實時監(jiān)控。本文在每個液壓支架的一側設立一個壓力感應器，每個分機都會將監(jiān)測到的荷載數(shù)值經(jīng)采集器、適配器傳輸?shù)降孛嬗嬎銠C，計算機監(jiān)測軟件會顯示出數(shù)值（此數(shù)值單位為bar）與液壓支架的真實壓強具有一定一次方關系，所以本文可以用計算機監(jiān)測到的數(shù)值研究礦壓規(guī)律。傳輸?shù)降孛嬗嬎銠C內(nèi)的數(shù)據(jù)由xmda系統(tǒng)分析、整理并與生產(chǎn)科人工記錄數(shù)據(jù)進行比較無誤后，會形成EXCEL表格，且可生成曲線圖；另外我與生產(chǎn)科專人每天查看工作面頂板完整情況、頂板的下沉量、片幫、網(wǎng)兜、巷道位移量等情況。本文可以采取曲線圖趨勢及現(xiàn)場巷道頂板及支護情況相結合得方式分析礦壓規(guī)律，探究頂板沉降問題。4.2.2工作面走向壓力分布規(guī)律本文在這里提取1#、6#、14#、20#監(jiān)測點的九點整所監(jiān)測到數(shù)據(jù)制成頂板走向礦壓測定圖。通過對圖4-9的分析研究頂板壓力與瓦斯涌出量的關系。圖4-9頂板走向礦壓測定圖Figure4-9Minepressureofmovetowardsoffront-axlebeaminroof通過對上圖進行分析，本文可以得出：采煤工作從開切眼到推進到7米左右時，監(jiān)測器監(jiān)測到的礦壓數(shù)據(jù)很穩(wěn)定，液壓支柱所受應力都低于5MPa，且在此時間段工作面、回風巷瓦斯均沒有超限，工作面瓦斯涌出量也很均勻。當工作面距離原開切眼8米時，液壓支柱所受應力開始激增，這是由于對2603工作面的頂板進行預裂導致直接頂開始出現(xiàn)小范圍垮落。距離開切眼8~14米這一范圍內(nèi)，4個監(jiān)測支柱數(shù)據(jù)都出現(xiàn)不同程度的升高，其中1#和14#支柱支承壓力較大；四個監(jiān)測點在15m處出現(xiàn)峰值。1#支柱承受應力最大，峰值為28Mpa，14#支柱承受應力峰值是25Mpa，6#支柱承受壓力為27.2MPa，20#支柱承受應力峰值皆,12.5MPa。這是因為漳村煤礦對2603工作面進行頂板預裂所以采空區(qū)上方直接頂開始垮落，2603工作面上方巖層強度遭到破壞，隨著工作面推進，下方煤層采出后采空區(qū)上覆巖體開始破卸壓、出現(xiàn)裂隙和垮落，頂板內(nèi)卸壓導致內(nèi)部瓦斯大量進入采空區(qū)，并且隨著進風巷漏入采空區(qū)的風流涌到工作面，一般走向高抽巷平行于煤層，高抽巷與采空區(qū)之間沒有形成大量可供高抽巷抽采瓦斯的裂隙，導致工作面上隅角、回風巷出現(xiàn)瓦斯超限。本文將采用傾斜高抽巷與風排瓦斯對此問題進行治理。當采煤工作進行到距離開切眼15米后，四個支柱承受應力小幅度下降。因為直接頂沒有徹底垮落，漳村礦對2603工作面進行強制放頂。在15m~22.5m過程中，1#支柱承受應力最小值為5Mpa；6#支柱承受應力變化不大，有起伏；14#支柱承受應力最小為4Mpa；20#支柱承受應力最小為2Mpa。當采煤工作進行到距離開切眼27米時，2603工作面第一次出現(xiàn)老頂來壓，各觀測點礦壓均急劇增大，1#前梁、6#前梁、14#前梁、20#前梁在28m時分別達到峰值35MPa、30MPa、22MPa、17MPa。從工作面推進15米到27米這一過程中，采空區(qū)上方頂板大量垮落、大量瓦斯解吸涌入工作面，導致工作面風排瓦斯量大量上升、高抽巷瓦斯?jié)舛乳_始上升。當采煤工作進行到距離開切眼28米以后時，2603工作面的老頂已經(jīng)逐漸卸壓。支架所受壓力值也逐漸下降，1#支架應力降到10Mpa，6#支架應力降低到15Mpa，14#支架應力降低到10Mpa，20#支架應力降低到5Mpa。老頂垮落后高抽巷與采空區(qū)之間已有充分的裂隙發(fā)育可供高抽巷抽取采空區(qū)內(nèi)瓦斯。懸臂梁垮落后支架除了支架應力降低外，上隅角及回風巷瓦斯量也降低。由于裂隙發(fā)育，與采空區(qū)之間瓦斯通道形成，高抽巷抽排瓦斯量增大、濃度也有所升高。當工作面推進距離30m后初采期結束，之后由于煤層上方巖層已經(jīng)卸壓及采煤工作影響導致礦壓變化沒有初次來壓之前規(guī)律明顯，雖然紊亂，但均處在合理范圍內(nèi)，沒有出現(xiàn)礦壓特殊情況。工作面瓦斯?jié)舛仍诤侠矸秶鷥?nèi)波動。經(jīng)過上述可知，在走向上的礦壓規(guī)律為：在采煤工作的初采期，壓力會出現(xiàn)急劇上升和劇烈下降的情況，且比較容易得出規(guī)律，此后礦壓變化則比較紊亂。直接頂板垮落和老頂來壓導致上方巖層產(chǎn)生裂隙，應力變化劇烈，深刻地影響著采空區(qū)的瓦斯涌出變化。因此，研究初采期礦壓與瓦斯涌出量之間的關系具有重要意義。在本小節(jié)中我發(fā)現(xiàn)各支架之間應力相差較大，為了全面了解礦壓規(guī)律，有必要進一步研究工作面傾向壓力分布的規(guī)律。4.2.3工作面傾向方向上壓力分布規(guī)律由于2603工作面切眼較長，所以可能在不同的傾向距離上所受壓力也不同，大小不同的礦壓也會工作面上瓦斯涌出造成影響。本文選取觀測的時間段里的四天作為代表數(shù)據(jù)進行比較。選取3月3日、3月10日、3月16日、3月23日進行分析，得出工作面傾向壓力示意圖。圖4-10工作面傾向壓力示意圖Figure4-10Pressuretrendsoffront-axlebeaminworkingface選取的這4個代表日中支架所受壓力在傾向方向上從開頭到24米處，支柱所受壓力呈現(xiàn)劇烈減小的趨勢，3月3日時其中一個支柱在19m處壓力為1MPa，此為最小值。沿工作面傾向方向上24~72m區(qū)間內(nèi)，除3月16日壓力呈現(xiàn)逐漸降低的趨勢外其他三天均變化起伏不大，壓力維持在1~5MPa之間。在傾向方向上從0~37m范圍內(nèi)支架壓力基本按照先劇烈降低后緩慢降低直至進入一個比較平穩(wěn)的區(qū)段的趨勢，由此本文可知工作面在端頭附近所受壓力較大，遠離斷頭時壓力減少，隨后進入平穩(wěn)狀態(tài)。沿工作面斷頭向前72~132m范圍內(nèi)，支架所受壓力先劇烈上升然后較緩慢下降，3月16日和3月23日在43米處達到峰值，應力峰值分別為21MPa、24Mpa；此現(xiàn)象可能是頂板沉降造成的支架壓力迅速地上升和下降。且其中3個代表日有兩個峰值，由此可見同樣傾向上不同時間所受壓力也是不同的。沿工作面斷頭向前132~192m范圍內(nèi)，此范圍內(nèi)3個代表日（3月3日在此范圍內(nèi)平穩(wěn)）的支架應力均達到整個傾向上的最高峰。3月16日、3月23日在144m處出現(xiàn)峰值，應力分別為20Mpa、23Mpa，且在傾向方向上132~144m區(qū)段內(nèi)應力急速上升。隨后3月23日的應力折線在距離工作面斷頭168m處到達整個傾向上的最大值，最大值為30Mpa。3月16日在距離工作面斷頭180m出現(xiàn)又一個峰值，應力為16Mpa。這兩個代表日應力也是快速上升達到峰值后迅速下降，推測此區(qū)段頂板的突然垮落導致支架應力的突然變化。沿工作面斷頭向前192m以后應力趨于平穩(wěn)，老頂垮落，初采期結束，瓦斯涌出隨后降低。3月3日在整個傾向上應力都很低，說明在采煤工作剛開始時采空區(qū)不大，其上方懸臂距離很小，基本由煤層承受壓力。綜上可得，人工頂板預裂加上采煤工作的進行，導致頂板松動垮落，所以從3月3日到3月23日支架應力呈現(xiàn)上升趨勢。沿工作面傾斜方向從端頭開始礦壓分布呈現(xiàn)“劇烈下降—平穩(wěn)—急劇上升—緩慢下降—急劇上升—下降—上升—平穩(wěn)”趨勢。整體上波動較大，且在老頂垮落時規(guī)律不那么清晰。分析原因為傾向方向距離較長，頂板經(jīng)過欲裂以后出現(xiàn)分塊垮落的現(xiàn)象，導致同一工作日不同傾向上應力大為不同。對2603工作面傾向上的礦壓分析，可以大體上得出傾向上不同的應力分布，為以后探究工作面漏風強度與頂板壓力之間的關系提供基礎參數(shù)。4.2.4頂板沖擊性垮落對瓦斯涌出的影響本文將6#監(jiān)測點、14#監(jiān)測點檢測到的礦壓數(shù)據(jù)與高抽巷抽采瓦斯量、風排瓦斯量放到一個圖中發(fā)現(xiàn)，礦壓與抽采風排瓦斯均呈逐漸增大的關系。如圖4-11所示。圖4-11礦壓與風排、抽排瓦斯量對比圖Figure4-11Comparisonofminepressurewithairexhaustandgasextraction根據(jù)上圖分析可知：由于直接定垮落的原因，礦壓在工作面推進14m左右時突然增大，高抽巷純量在15m后急劇增加，從3.3m3/min增加到12.4m3/min，風排瓦斯量也持續(xù)增加，但沒有出現(xiàn)像高抽巷瓦斯抽采量一樣的激增?？傮w上來看，風排瓦斯量是呈現(xiàn)持續(xù)增上的趨勢，沒有因為頂板垮落出現(xiàn)回風巷瓦斯超限的現(xiàn)象，這與更加高抽巷負壓有關。在工作面推進28m左右時老頂垮落，高抽巷抽采瓦斯量又迎來激增，從15m3/min增加到19.6m3/min，風排瓦斯量則從21.6m3/min增加到30m3/min。工作面從15m推進到30m過程中，風排瓦斯量變?yōu)樵瓉淼?.6倍，高抽巷瓦斯抽采量變?yōu)樵瓉淼?倍。由此可見頂板垮落會增加工作面瓦斯涌出量。綜上可知，漳村礦26采區(qū)在初采期這個階段，由于頂板上覆巖層沒有發(fā)生垮落、下沉現(xiàn)象，所以在工作面推進以后采空區(qū)內(nèi)是采落剩下的遺煤及矸石，它們組成了松散的多孔介質(zhì)，整體沒有過多起伏，它們的滲透率很均勻且孔隙壓力基本一致。而當發(fā)生初次來壓時，隨著頂板巖層的下沉，對遺煤及矸石做成的多孔介質(zhì)進行沖擊。這種沖擊對采空區(qū)底部原有的遺煤及矸石造成垂直和水平兩個方向上的作用，當由遺煤和矸石組成的多孔介質(zhì)受到?jīng)_擊時，其滲透率、孔隙及采空區(qū)內(nèi)流場都會發(fā)生變化。這些變化都會對瓦斯治理造成影響，這些變化主要體現(xiàn)在兩個方面:一是采空區(qū)內(nèi)由遺煤和矸石組成的多孔介質(zhì)的滲透率會發(fā)生變化，不像初次來壓前那般分布均勻；二是由于上覆巖層的擠壓導致采空區(qū)里遺煤、矸石組成的多孔介質(zhì)內(nèi)部孔隙壓力的改變。工作面流入采空區(qū)的風流形成的流場會發(fā)生變化。采空區(qū)頂板巖層垮落后采空區(qū)內(nèi)多孔介質(zhì)被擠壓示意圖如圖3-9所示。在初采期采空區(qū)內(nèi)遺煤及矸石做成的多孔介質(zhì)沒有受到擠壓，此時A區(qū)域和B區(qū)域孔隙率和滲透率是基本一致的；初次來壓后采空區(qū)上方頂板斷裂下沉，采空區(qū)內(nèi)受沖擊程度不同，此時B區(qū)域受擠壓程度遠低于A區(qū)域，B區(qū)域內(nèi)孔隙率及滲透率遠高于A區(qū)域。進風巷漏入的風流會更傾向于經(jīng)過B區(qū)域留出。同時由于采空區(qū)頂板在采煤工作導致懸空后，懸臂梁會從中間斷裂垮落，形成O型圈。所以采空區(qū)的前方及后方風流量較大，A區(qū)域及靠近A區(qū)域的部分B區(qū)域風流量很少。圖4-12采空區(qū)受頂板垮落擠壓示意圖Figure4-12Schematicdiagramofthegoafbeingsqueezedbytheroofcollapse4.3本章小結（Chaptersummary）本文實測漳村礦2603工作面礦壓與瓦斯涌出量得出的數(shù)據(jù)，建立瓦斯涌出量與礦壓關系曲線圖，不難看出它們兩者之間存在必然聯(lián)系，通過現(xiàn)場實測得出之下結論：（1）隨著采煤工作的進行，直接頂所受應力逐漸上升，并伴有少數(shù)巖石碎片的脫落、下沉現(xiàn)象，這些掉落的巖石與遺煤及矸石組成采空區(qū)內(nèi)的多孔介質(zhì)，它們中聚集著游離態(tài)和吸附態(tài)的瓦斯；工作面進一步推進，關鍵層的下沉位移量越來越大、老頂位移明顯。當采空區(qū)上方頂板塌陷時采空區(qū)多孔介質(zhì)及頂板夾雜煤體內(nèi)的瓦斯都會噴涌而出，加之頂板的塌陷也會改變漏入采空區(qū)的風的流場發(fā)生變化，這導致初次來壓工作面瓦斯超限問題出現(xiàn)。（2）對待采煤層打鉆，測量鉆屑量及瓦斯涌出量，發(fā)現(xiàn)鉆屑量與瓦斯涌出量呈正相關關系，鉆屑量在一定程度上表示煤層受壓力的大小，根據(jù)鉆屑量與瓦斯涌出量之間的關系推測出支撐壓力越大，瓦斯涌出量會越大。（3）從開切眼開始的采煤工作的進行伴隨著煤層上方頂板形成的懸臂梁越來越長，當懸臂梁所受應力大于它自身的承受能力時，就會發(fā)生斷裂、坍塌。頂板的坍塌就是初次來壓，形成的懸臂梁最大長度就是初次來壓步距。通過建立液壓支架承壓監(jiān)測系統(tǒng)，對所受壓力進行收集、整理得出：2603工作面的直接頂在工作面推進15m時出現(xiàn)，初次來壓步距為30m。52603工作面初采期瓦斯涌出特征及治理效果實測52603工作面初采期瓦斯涌出特征及治理效果實測5AnalysisonGasEmissionCharacteristicsandControlEffectofInitialStageof2603WorkingFace2603綜放面瓦斯治理技術體系如圖5-1所示。圖5-12603綜放面瓦斯治理技術體系Figure5-1Gasmanagementtechnologysystemfor2603fullymechanizedminingface5.1漳村礦概況（OverviewofZhangcunMine）5.1.12603工作面概況2603工作面采用“Y+高抽”型通風方式，2603進風巷為主進風巷、2603運巷為輔進風巷，2603輔運巷為回風巷，高抽巷與運巷水平距離為15m，運巷與輔運巷水平距離為60m。其中2603進風巷長度為1273.4m，工作面長度300m。2603工作面三條巷道的正巷斷面為5.4×3.7m（寬×高）矩形，掘進斷面面積19.98m2。整體瓦斯含量走勢呈現(xiàn)北高南低的趨勢。地壓、側壓明顯?；夭晒ぷ髅鎱^(qū)域瓦斯治理措施主要為采前預抽，并在一級瓦斯治理區(qū)域回采工作面采取水力造穴增透措施，以實現(xiàn)工作面高效快速抽采，同時計劃利用千米鉆機定向鉆孔技術實現(xiàn)采掘工作面模塊化抽采。理論產(chǎn)量為351萬噸。根據(jù)漳村煤礦瓦斯地質(zhì)圖及瓦斯基礎參數(shù)測定報告，2603工作面原始瓦斯含量為7.1-11.9m3/t，通過工作面本煤層預抽后實測最大瓦斯含量7.7919m3/t,最大可解吸瓦斯含量5.1523m3/t，殘存瓦斯含量為2.6396m3/t；煤的孔隙率4.35%；煤層透氣性系數(shù)1.6180m2/(MPa2·d)；瓦斯含量分布梯度3.68m3/t/100m；百米鉆孔瓦斯流量0.0058m3/(min·hm)及其衰減系數(shù)0.176d–1；瓦斯放散初速度19ml/s。2603綜放面平面圖及高抽巷剖面如圖2-1所示。圖5-22603綜放面平面圖及高抽巷剖面圖Figure5-22603fullymechanizedcavingfaceplanviewandhighpumpingsection5.1.2通風及抽采概況目前漳村煤礦整個通風系統(tǒng)為混合式通風，采用抽出式風機，一共有6風井用于進風、3個風井用于回風。礦井總回風量為35420m3/min，礦井總進風量為35290m3/min，礦井有效風量率為89.9%，礦井等積孔為13.62m2。表5-1各風井參數(shù)表Table5-1Parametersofeachwindwell風井名稱主扇型號負壓（Pa）排風量（m3/min）供風區(qū)域西風井AGF60619505000一水平各采區(qū)新風井FBCDZ-10-No38290013580二水平各采區(qū)邕子風井AGF606-3.8-2.0-2274017590+480水平各采區(qū)漳村礦共有兩個壓風機房，一個位于新風井地面、一個位于邕子風井地面，供井下作業(yè)、壓風自救系統(tǒng)用風。新風井共有三臺壓風機，總壓風量為100m3/min，額定壓力為0.8MP。邕子風井共有四臺壓風機，總壓風量為160m3/min，額定壓力為0.8MP。壓風自救系統(tǒng)終端呼吸裝置型號為ZYJ型，井下所有采掘地點均布置了呼吸終端系統(tǒng)。漳村礦共有四座瓦斯抽采泵站，兩座地面泵站及兩座井下臨時泵站，具體如下：1、閆村地面瓦斯抽采泵站：安裝有4臺抽放泵，2用2備，抽放泵型號為SKA-720型，額定抽氣量為515m3/min，高負壓系統(tǒng)主管路管徑為φ720mm，低負壓系統(tǒng)主管路管徑為φ630mm，主要負責+480m水平及25采區(qū)高低負壓瓦斯抽采。2、邕子風井地面泵站：目前正在建設中，泵站場地已平整，機電設備正在掛網(wǎng)招標，預計2019年6月份建成投運。泵站建成后，計劃安裝4臺2BEC-100型抽放泵，額定抽采量高負壓為980m3/min，低負壓為900m3/min，主管路管徑為φ920mm。3、26采區(qū)抽采泵站：安裝有4臺抽放泵，2用2備，抽放泵型號為2BEC-52型，額定抽氣量為210m3/min，主管路管徑為φ426mm，輔助地面泵站低負壓系統(tǒng)對2603高抽巷進行抽采。4、井下抽采管路及鉆孔情況：目前礦井在用抽采管路總計19543m，主管路的系統(tǒng)主要為φ920mm、φ720mm、φ630mm管徑，支管路為φ426mm管徑?，F(xiàn)抽采鉆孔1812個，累計鉆孔進尺為19.46萬米。5.1.3地質(zhì)構造工作面開采煤層屬于二疊系下統(tǒng)山西組下部的三號煤層，煤層賦存穩(wěn)定，煤層厚度變化較小，煤層結構較簡單。層內(nèi)含一層夾矸，夾矸連續(xù)穩(wěn)定，厚度變化不大；煤層厚度5.42m-7.63m，平均厚度6.53米，煤層結構：5.18（0.15）1.20，煤層埋深528m-545m。煤層直接頂巖性為泥巖、砂質(zhì)泥巖，厚度1.25m-5.58m，平均厚度2.49米，灰黑色，塊狀，質(zhì)均，性脆，斷口平坦；老頂?shù)膸r性為細粒砂巖，厚度4.40m-14.5m，平均厚度7.83米，淺灰-灰白色，長石，石英石為主，夾泥質(zhì)條帶；直接底的巖性為砂質(zhì)泥巖，厚度0.57m-4.01m，平均厚度2.83米，灰黑，塊狀，性脆，斷口平坦。部分底板為灰黑泥巖、粉砂巖；老底巖性為細粒砂巖，厚度1.75m-7.20m，平均厚度5.04米，淺灰色，細粒結構，分選性較好,局部為粉砂巖，夾泥巖條帶。5.3.4煤層概況根據(jù)煤層底板等高線圖分析，2603運巷中部的向斜構造為其主要控制構造，2603運巷整體中間低、兩邊高，該向斜構造傾伏向NE，其軸部位于2603運巷南距2603運巷口573.5米處，兩翼傾角1°-3°；2603運巷北部發(fā)育一背斜構造，該背斜構造傾伏向基本為正東，其軸部位于2603運巷南距2603運巷口1149.5米處，兩翼傾角1°-3°；另外，2603運巷南部位于一背斜構造西翼，該背斜傾伏向N20°E，兩翼傾角2°-3°。5.2工作面瓦斯來源及濃度分布實測分析（AnalysisofGasSourceandConcentrationDistributioninWorkingFace）對2603工作面瓦斯來源的現(xiàn)場實測可以充分了解工作面瓦斯積聚的原因且為解決工作面瓦斯超限提供思路。漳村煤礦所采的3#煤層為單一厚煤層，并且埋藏的深度較大，屬于高瓦斯礦井，并且2603工作面傾向較長開采強度大，所在采煤工作中經(jīng)常出現(xiàn)工作面上隅角瓦斯超限的問題出現(xiàn)，為解決這一問題，2603工作面采用Y型通風方式加高抽巷等一系列瓦斯治理措施綜合防治。本文采用單元法ADDINNE.Ref.{03AB9D92-5C31-44E4-B609-45EB1E1B39BD}[53]可以更真實的確定工作面瓦斯來源，并且可以研究工作面瓦斯涌出特征。5.2.1單元法測定工作面瓦斯涌出操作步驟第一步，本文將2603工作面沿傾向方向?qū)⑵鋭澐譃?0×3個小單元進行實測；第二步，本文對劃分出來的單元的4個斷面流入或者流出的風速用風速儀進行測定，并且用卷尺量出4個斷面長度，算出斷面面積，斷面流入或流出風速乘上該斷面面積即為該單元的流入或流出斷面風量。第三步，用瓦斯?jié)舛葯z測儀單元進出斷面由采空區(qū)至煤壁早先選定的測點的瓦斯?jié)舛?。第四步，根?jù)流入流出單元的瓦斯、風量是守恒的原理使用平衡方程計算每個單元由采空區(qū)漏到單元的風量和瓦斯量及煤壁和采煤遺煤的涌出量。瓦斯平衡和風量平衡的計算示意圖如圖5-2所示。圖5-3單元法測瓦斯源示意圖Figure5-3Calculatingdiagramofairandgasbalan（5-1）式中：qgoaf——劃分出的測定單元接收從采空區(qū)流出的瓦斯總量，m3/min；qface——劃分出的測定單元接收的煤壁和采煤遺煤落瓦斯涌出量，m3/min；Qin——流入各單元的風量，m3/min；Qout——流出各單元的風量，m3/min；Q1——劃分出的測定單元接收的采空區(qū)流入風量，m3/min；c1——劃分出的測定單元接收的采空區(qū)流出風流所含瓦斯?jié)舛?，％；cin——流入各單元風流中的瓦斯?jié)舛?，％；cout——流出各單元風流中的瓦斯?jié)舛?，％?.2.2單元法井下實測對2603工作面沿傾向從主進風巷到輔進風巷的空間每隔12設計一個測站進行測量，另外在距采面12米左右兩條進風巷及回風巷也設立一個測站，以此計算總的流入和流出工作面的瓦斯量和風量，共設立了23個測站，測站劃分布置如圖5-4所示。根據(jù)液壓支架構造的情況，本文將每個測站都劃分為三個單元。按照從煤壁到采空區(qū)的順序排列，測站單元斷面布置如圖5-5所示。劃分完成后對各個單元的斷面的風量Qin、Qout和瓦斯?jié)舛菴1、C2、C3現(xiàn)場測定。圖5-4測站布置圖Figure5-3Layoutdrawingofobservationstation圖5-5工作面測點布置圖Figure5-4Measuringlayoutdrawingofworkingface本文根據(jù)上一小節(jié)實測方法，對漳村礦2603工作面進行了實測，測定數(shù)據(jù)如表5-1-1所示。表5-22603工作面各測站風流參數(shù)實測數(shù)據(jù)Table5-2 Measureddataofairflowparametersofeachstationin2603face測站測站距膠順長度m風量m3/min瓦斯?jié)舛?漏風量m3/min采空區(qū)涌出量m3/min煤壁落煤涌出量m3/min采空區(qū)C1人行道C2煤壁C3平均C1642640.060.060.060.060-224-0.130.6121838980.080.0720.0750.076-156-0.120.2633038440.10.0810.0830.088-103-0.110.7644237890.1150.0930.0890.099-56-0.060.4955437280.130.1120.0910.111-60-0.080.2766636980.1320.1210.110.121-32-0.040.4777836620.1510.1420.1310.141-33-0.060.3489036100.1540.1610.1510.155-53-0.080.37910235620.1850.1670.1710.174-49-0.110.511011435250.1920.1730.190.185-34-0.070.461112634820.20.1810.1930.191-42-0.080.731213834530.240.20.2190.220-21-0.050.511315034910.290.240.2460.259370.130.551416235240.350.260.2650.292360.130.451517435860.390.270.2910.317620.250.191618636410.420.310.3170.349550.241.051719836830.470.3160.3310.3721020.320.751821037120.50.330.340.390530.280.941922237650.4970.30.310.369290.240.152023438260.4860.290.2810.352420.250.49輔進5600.06-4470.610.35主進42670.06回風41500.307高抽5721.27圖5-62603工作面傾向瓦斯?jié)舛确植紙DFigure5-6Gasconcentrationdistributionoftilteddirectionin2603workingface根據(jù)漳村礦2603工作面傾向瓦斯?jié)舛确植记€圖本文可以得出：（1）在2603工作面傾向上從進風端至輔風端工作面的瓦斯?jié)舛仁侵饾u升高的。瓦斯?jié)舛瓤傮w呈現(xiàn)先緩慢上升后快速上升的趨勢。2603工作面傾向上從0~120m時巷道平均瓦斯?jié)舛葟?.06%上升到0.2%左右，瓦斯?jié)舛仍黾恿舜蠹s0.14%；2603工作面傾向上從120~204m范圍內(nèi)從主進風端到輔進風段瓦斯?jié)舛葟?.2%快速上升到0.4%，增加了2%。2603工作面傾向上從204~240m范圍內(nèi)瓦斯?jié)舛嚷晕⒔档汀＃?）工作面瓦斯?jié)舛仍?~120m范圍內(nèi)上升緩慢跟風流將瓦斯漏入采空區(qū)由極大關系。在前面對工作面進行的單元法實測中發(fā)現(xiàn)120m以前工作面風流存在漏入采空區(qū)的現(xiàn)象。工作面瓦斯?jié)舛仍?20~204m范圍內(nèi)由于工作面前端漏入的風流在這里流出，漏入的風流夾雜采空區(qū)內(nèi)瓦斯在這個區(qū)段流出，造成這一區(qū)段瓦斯?jié)舛壬仙芸?。?04m以后瓦斯?jié)舛冉档团c輔進風巷新鮮風流及高抽巷通過裂隙產(chǎn)生的負壓抽走瓦斯的作用有關。（3）在120m以后，后溜的瓦斯?jié)舛缺戎Ъ芘c前溜瓦斯?jié)舛让黠@高出許多，這是由于后溜靠近采空區(qū)，采空區(qū)內(nèi)漏出的風流夾帶的瓦斯?jié)舛容^高導致的。圖5-7采空區(qū)漏風量及采空區(qū)、煤壁落煤瓦斯涌出量Figure5-7Airleakageingoafandgasemissionquantity根據(jù)圖中曲線本文可以得出：（1）在工作面傾向上0~120m范圍內(nèi)風流漏入采空區(qū)，在0~42m范圍內(nèi)漏入風量較大，且各處漏入風量相差較大，漏風最大值與最小值相差168m3/min；在42~120m范圍內(nèi)漏入采空區(qū)的風量較小且每處的漏風量進本相同。此時隨著風流漏入采空區(qū)，工作面遺煤及煤壁涌出的瓦斯也有一部分會被隨風流入采空區(qū)；在120~240m范圍內(nèi)，采空區(qū)內(nèi)夾雜較高濃度瓦斯的氣流漏出到工作面，且在120~198m，漏入工作面的風量逐步上升,中間有起伏，最多時可達102m3/min；在198~222m范圍內(nèi)，由采空區(qū)流入工作面的風量逐漸減小，最低時只有29m3/min，在這個區(qū)段漏入工作面風流較少是因為高抽巷的負壓通過裂隙抽走了很大一部分采空區(qū)內(nèi)氣體；在222~234m，從采空區(qū)流入工作面風量再次小幅度升高，最高可達42m3/min。因為輔進風巷會帶入新鮮風流，有效解決了上隅角瓦斯積聚問題。（2）漳村礦2603工作面在檢修班時采空區(qū)流入工作面總的瓦斯含量為0.61m3/min，工煤壁及落煤瓦斯涌出總量為10.35m3/min，采空區(qū)流入工作面一分鐘的瓦斯總量只占工作面瓦斯總量的5.6%。由此可見傾斜高抽巷加頂板預裂對治理采空區(qū)瓦斯漏入工作面具有顯著效果。（4）根據(jù)實測可知，采空區(qū)在工作面傾向174m、186m及198m處漏出的風量為62m3/min、55m3/min及102m3/min；采空區(qū)在工作面傾向174m、86m及198m處測點測得采空區(qū)瓦斯涌出量為0.25m3/min、0.24m3/min、0.32m3/min。這三個點是根據(jù)實測得到的漏風較為嚴重的點，所以在174m~198m這段距離內(nèi)采空區(qū)會向工作面漏出大量瓦斯。在傾向上220~234m范圍內(nèi)漏風量較小，該區(qū)域上方布置有高抽巷以及輔進風巷風流產(chǎn)生的正壓，由于其負壓作用抽取了220m處采空區(qū)內(nèi)瓦斯和風流，漏出的風量及瓦斯也就小了。結合以往對U型通風的比較，本文可知在220m以后采空區(qū)漏風依舊很小與Y型通風中的輔進風巷流入的新鮮風流的稀釋有關，并且新鮮風流對采空區(qū)形成壓力，加上高抽巷的負壓，形成一個推力一個拉力，采空區(qū)內(nèi)氣體不容易漏入工作面。所以漳村礦2603工作面采用的“Y型+傾斜高抽巷”治理高瓦斯采面效果是很顯著的。5.3初采期本煤層瓦斯抽采特征的實測研究（StudyonGasDrainageCharacteristicsofCoalSeaminEarlyMiningPeriod）5.3.1本煤層瓦斯抽采特征對2603工作面煤層進行邊采邊抽，抽采管路負壓均為40mmHg，抽采管徑均為426mm，內(nèi)平壁鍍鋅加強筋的抽采瓦斯管，在2603工作面面主進風巷、輔進風巷安裝CX智能旋進漩渦流量計進行觀測，2603綜放面初采期瓦斯抽采情況如圖5-8所示。圖5-82603工作面初采期本煤層瓦斯抽采情況Figure5-8Gasdrainageofworkingseam

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface由圖5-8可以看出：（1）隨著采煤工作的推進，2603工作面煤層瓦斯抽采總量總體逐漸減小，但減少的幅度不大，中間起伏的波動也不大，瓦斯抽采總量在8.4~11.7m3/min這個范圍內(nèi)起伏，平瓦斯抽采量約為10.05m3/min。（2）在2603工作面推進距離40m以內(nèi)時，主進風巷瓦斯抽采量為本煤層總抽采量的60.7~68.3%，平均為63.4%；輔回風巷瓦斯抽采量為本煤層總抽采量的31.7~39.3%，平均為63.4%，進風巷和回風巷的瓦斯抽采量基本相同。5.3.2本煤層萬米鉆孔瓦斯抽采量本文考察一下萬米鉆孔瓦斯抽采量，這個考量鉆孔抽采能力強弱的一個標準。下面就對主進風巷、輔進風巷內(nèi)順層鉆孔的萬米鉆孔抽采量進行計算。1）主進風萬米鉆孔瓦斯抽采量在2019年9月6日～2019年9月30日期間，對主進風巷內(nèi)的順層鉆孔瓦斯抽采情況進行了考察，根據(jù)鉆孔瓦斯量和鉆孔進尺，計算得萬米鉆孔瓦斯抽采量見表5-3。表5-3主進風巷萬米鉆孔瓦斯抽采量Table5-3 100metersdrillinggasextractioninintakeairflowroadway 考察時間進風瓦斯量（m3/min）鉆孔總進尺（m）萬米鉆孔抽采量m3/(min·萬米）2019年9月6日7.2913480.792019年9月9日6.7913480.732019年9月12日6.5908160.722019年9月15日6.3902830.702019年9月18日6.5897500.722019年9月21日6.2892170.692019年9月24日6808640.742019年9月27日5.4886810.612019年9月30日5.1881480.58在9月6日～9月30日這將近一個月的初采期內(nèi)，主進風巷內(nèi)順層鉆孔總進尺為91348m，初采期間主進風巷的萬米鉆孔瓦斯抽采量為0.7m3/（min·萬米）。2）輔進風萬米鉆孔瓦斯抽采量在9月6日～9月30日期間，對輔進風巷內(nèi)的順層鉆孔瓦斯抽采情況進行了考察，根據(jù)鉆孔瓦斯量和鉆孔進尺，計算得萬米鉆孔瓦斯抽采量見表5-3。表5-4輔進風巷萬米鉆孔瓦斯抽采量Table5-4 100metersdrillinggasextractioninreturnairway考察時間抽采瓦斯量（m3/min）鉆孔總進尺（m）萬米鉆孔抽采量m3/(min·萬米）2019年9月6日4.51018600.442019年9月9日3.11018600.302019年9月12日3.91013280.382019年9月15日3.71007950.372019年9月18日3.51002620.352019年9月21日3.6997290.362019年9月24日3.41313760.262019年9月27日3.3991930.332019年9月30日3.3986600.33在9月6日～9月30日期間，回風巷內(nèi)順層鉆孔總進尺為101860m，初采期間回風巷的萬米鉆孔瓦斯抽采量為0.35m3/（min·萬米）。綜上可以得出，初采期間本煤層萬米鉆孔瓦斯抽采量平均為0.53m3/（min·萬米）。5.3.3本煤層初采期瓦斯抽采率本煤層瓦斯抽采率是衡量鉆孔抽采瓦斯效果的主要指標，它是指在一定的抽采時間下，某一范圍內(nèi)鉆孔瓦斯抽采量與該范圍內(nèi)煤層瓦斯儲量之比。漳村礦2603工作面鉆孔為順層鉆孔，從漳村礦2603膠帶順槽及回風順槽向工作面施工順層鉆孔，鉆孔深度為100~136m，鉆孔間距為2.5m，為減小工作面初采期間瓦斯涌出量，距切眼300m范圍內(nèi)，補打過鉆孔，間距1.25m。漳村礦2603工作面長度為240m，抽采鉆孔有效控制范圍已覆蓋全部回采區(qū)域，無空白區(qū)。工作面可采走向長度為1706m，寬240m，煤層厚6.15m，煤的密度為1.39t/m3，本文計算初采期鉆孔的瓦斯抽采率，：n=240×1706×6.15×1.39=3500097.8t經(jīng)計算本煤層瓦斯抽采鉆孔在9月6日～9月30日的單日平均抽采純量為9.8m3/min，初采期為本煤層瓦斯抽采總量為：Q抽=9.8×24×24×60=338688m33號煤層原始瓦斯含量為4.49~9.64m3/t，因為2601工作面采煤擾動，原始瓦斯含量有所降低，本文取6.065m3/t，2603工作面煤層總瓦斯量為：Q原=6.065×3500097.8=24728191m3則鉆孔的抽采率?為：?=338688/24728191=1.37%由于初采期時間較短，僅計算了本煤層順層鉆孔36天的抽采量，初采期30m的工作面采長與1700.6m的工作面走向長度相差較大，因此本煤層初采期瓦斯抽采率較低為預料之中。并且煤層較厚，鉆孔布置數(shù)量有限，進、回風巷有些鉆孔都沒有參與瓦斯抽采，這些對本煤層瓦斯抽采率也都有一定的影響。5.4初采期高抽巷瓦斯抽采特征的實測研究（ExperimentalStudyonGasDrainageCharacteristicsofHighExtractionRoadwayinEarlyMiningStage）根據(jù)第三章結論，漳村礦2603工作面在豎直層位20m，距離輔進風巷水平層位15m設置高抽巷。漳村礦2603工作面高抽巷全長1700.6m，高抽巷在最后100m往下傾斜，端頭與切眼處鉆場打出的上行鉆孔相連通。保證在頂板為垮落時高抽巷發(fā)揮作用。根據(jù)漳村煤礦在2601工作面采用的高抽巷抽采經(jīng)驗，在2603工作面依舊使用已經(jīng)安裝使用的負壓泵主要通過頂板走向高抽巷來治理初采期采空區(qū)瓦斯。通過地面泵站、井下26泵站1#泵及井下26泵站4#泵進行協(xié)調(diào)使用。26泵站型號為2BEC-52，額定功率為250kw，負壓為5kpa；地面泵站為兩臺SKA-720型抽采泵，可提供29~39kpa的負壓，對2603高抽巷支管提供9kpa負壓，出現(xiàn)特殊情況時可提供更多的負壓。額定功率為630kw。2603工作面高抽巷在初采期的抽采數(shù)據(jù)折線圖見圖5-3-1。圖5-9高抽巷瓦斯抽采管路負壓與標況純量及濃度折線圖Figure5-5Therelationshipofnegativepressure,

totalgasdrainageandconcentrationforhighgasdrainageroadway從曲線圖中本文可以看出：（1）在采煤工作面在采煤推進0~10m范圍內(nèi)，高抽巷至啟動井下26泵站1#抽采泵，在工作面推進10m后開啟地面泵進行抽采，一天后開啟26井下泵站4#同時進行瓦斯抽采。工作面推進0~10m時，抽采負壓為5kap，抽采純量從0增加到0.63m3/min，瓦斯?jié)舛葹?.82%；此階段采空區(qū)頂板未垮落，采空區(qū)與高抽巷之間裂隙未發(fā)育，高抽巷只能通過切眼處鉆孔與高抽巷進行連接，抽出風量小，所以此階段標況純量及瓦斯?jié)舛染^低。（2）當工作面推進到10~17.5m的過程中，礦井為應付初采期瓦斯涌出異?，F(xiàn)象，同時開啟井下泵站1#泵和地面泵站進行抽采，負壓提高從5kpa提高到14kpa，標況純量也由0.63m3/min快速增加到12m3/min，濃度提升速度沒有純量增加的快，從0.82%增加到4.3%；分析原因為在工作面推進到15m直接頂垮落，頂板矸石內(nèi)瓦斯大量涌出，高抽巷與采空區(qū)之間裂隙充分發(fā)育，形成瓦斯流動通道，加上礦方提高抽采負壓，所以此階段抽采純量與瓦斯?jié)舛榷加兴黾?。?）當工作面推進17.5~24m的過程中抽采負壓依舊維持在14kpa，瓦斯?jié)舛燃皹藳r純量卻降低了很多，這是由于直接頂垮落后釋放及采空區(qū)被壓縮導致的瓦斯含量被大量抽走后，瓦斯抽采進入一個平穩(wěn)的階段。標況純量從12m3/min緩慢上升到14m3/min，濃度則由4.3%降低到5.4%，頂板裂隙充分發(fā)育，高抽巷可以從采空區(qū)抽采走更多混合氣體。（3）當工作面推進24~30m的過程中，2603工作面迎來初期來壓，老頂垮落，瓦斯大量涌出，高抽巷與采空區(qū)之間形成瓦斯通道，標況純量從13.8m3/min上升到19.6m3/min，抽采瓦斯?jié)舛葟?.4%上升到7.9%。標況純量與瓦斯?jié)舛仍谡麄€初采期均達到峰值。初采期瓦斯問題就是在此刻最為嚴重，高抽巷通過抽走大量的瓦斯，有效降低了采空區(qū)內(nèi)瓦斯隨風流漏入工作面，也降低了上隅角瓦斯?jié)舛?。工作面推進到40m以后，初采期徹底結束，高抽巷抽采的瓦斯純量和瓦斯?jié)舛葟姆逯抵饾u降低進入平穩(wěn)階段，平穩(wěn)階段瓦斯抽采純量在2.73%左右，瓦斯?jié)舛仍?.17%左右。5.5工作面初采期瓦斯抽采整體特征（TheOverallCharacteristicsofGasExtractioninEarlyStage）漳村礦2603綜放面初采期瓦斯抽采的整體特征情況見圖5-4-1。圖5-102603綜放面初采期瓦斯抽采量整體特征Figure5-10Overallofgasdrainage

of2603combinedworkingatthebeginningminingperiod圖5-112603綜放面初采期瓦斯抽采濃度變化情況Figure5-11Changesofgasdrainageof

2603combinedworkingatthebeginningminingperiod圖5-122603綜放面初采期后溜、回風流最高瓦斯?jié)舛茸兓闆rFigure5-12Thehighestgasconcentrationforbackward

slidingandreturncurrentof2603combinedworkingatthebeginningminingperiod由圖5-10、5-11、5-12可以得出：（1）在工作面推進距離在0~5m時，高抽巷只能通過開采前在切眼布置的鉆場通過鉆孔與高抽巷連接，抽采混量低，且工作面瓦斯含量低，所以此時抽采瓦斯量低，濃度也不高。33煤層瓦斯抽采較高，一開始瓦斯純量為11m3/min，濃度為5.5%，但隨著采煤工作的進行，3#煤層瓦斯抽采純量呈緩慢的下降趨勢，在初采期結束時降到9.411m3/min。在之后的觀察中較為平緩，2603工作面本煤層瓦斯抽采進入平穩(wěn)階段。（2）3#煤層抽采瓦斯?jié)舛葎t在工作面推進0~10m過程中略微上升，分析可能是采煤的擾動使煤層卸壓形成裂隙，煤體中吸附瓦斯解析導致。濃度由5.5%上升到6%；當工作面推進到17m時本煤層抽采瓦斯?jié)舛葟?%降低到5.6%。此時直接頂垮落，加上高抽巷負壓增加，高抽巷抽采瓦斯純量及瓦斯?jié)舛染M一步增大，抽采瓦斯量從0.43m3/min增加到12m3/min，瓦斯?jié)舛扔?.15%上升到4.3%。直接頂垮落會降低煤層支撐壓力，煤壁大量釋放瓦斯，遺煤及煤壁釋放的瓦斯隨風流漏入采空區(qū)；另一方面垮落的矸石也會釋放大量瓦斯，且矸石壓縮采空區(qū)空間，所以高抽巷抽采瓦斯量及濃度都會上升。直接頂垮落大約發(fā)生在工作面推進15m時，但高抽巷抽采瓦斯量增大大約在工作面推進17m，說明瓦斯涌出到被高抽巷抽走具有滯后性。（3）采煤工作面從距離切眼17m處推進到距離切眼24m過程中，高抽巷瓦斯抽采純量不斷降低，因為直接頂垮落出大量涌出的瓦斯被抽走了大部分。抽采瓦斯量從12m3/min升到14.4m3/min，瓦斯?jié)舛葟?.3%降低到1.4%。（4）在2603工作面從0m推進40m的整個過程中，高抽巷抽采瓦斯量占總抽采瓦斯量的52.47%，本煤層抽采量占抽采總量的47.53%；單獨計算工作面從15m~32.5m過程中瓦斯抽采量，發(fā)現(xiàn)高抽巷抽采占總量的58.4%，而本煤層抽采只占41.6%。由此可見在整個初采期本煤層瓦斯抽采與高抽巷瓦斯抽采作用同樣重要，但在預防頂板垮落導致瓦斯激增的問題上，顯然高抽巷作用很明顯，同時頂板預裂的效果制約著高抽巷抽采效果。（4）在工作面從切眼推進到5m過程中，每天開采煤量不高，工作面推進速度不快，所以瓦斯涌出量相對較低，工作面瓦斯?jié)舛染S持在0.2%~0.24%，工作面工人安全有保證。回風巷瓦斯?jié)舛葹?.2%~0.3%，瓦斯?jié)舛鹊陀诤罅餀C尾瓦斯?jié)舛?，因為輔進風巷進入的風流稀釋了工作面瓦斯。工作面從5m推進到12m過程中瓦斯?jié)舛扔捎诟蠲核俣燃涌鞂е律仙藭r回風流瓦斯?jié)舛瘸^后溜機尾瓦斯?jié)舛?。工作面?2m推進到17.5m時后溜及回風流瓦斯?jié)舛瘸掷m(xù)增大，直接定垮落導致后溜最高點瓦斯?jié)舛瘸^回風巷瓦斯?jié)舛?。在工作面?7.5m到30m過程中，2603工作面日產(chǎn)量已經(jīng)達到3000t，此階段瓦斯?jié)舛瘸掷m(xù)增高，回風流最高達到0.73%，后溜最高瓦斯?jié)舛茸罡哌_到0.55%。老頂垮落直接影響著后溜機尾瓦斯?jié)舛?，采空區(qū)內(nèi)瓦斯會隨漏出風流進入工作面，所以研究頂板垮落規(guī)律對工作面瓦斯治理具有重要意義。在整個初采期內(nèi)，回風流及工作面未出現(xiàn)瓦斯超限的情況，后溜機尾瓦斯?jié)舛确逯禐?.65%，回風巷瓦斯?jié)舛确逯禐?.73%。漳村礦2603工作面初采期本煤層順層平行孔、高抽巷瓦斯綜合抽采過程中，本煤層瓦斯抽采量比較穩(wěn)定，有小幅下降趨勢，但總體波動不大，在8.7m3/min~11.7m3/min；本煤層瓦斯?jié)舛葎傞_始變化不大，中間由于裂隙帶瓦斯涌出作用，瓦斯?jié)舛燃眲∩仙拖陆担兓^明顯。高抽巷在工作面從0m到15m距離內(nèi)平均瓦斯?jié)舛葹?.293%，在從15m推進到30m時平均瓦斯?jié)舛葹?.67%。本煤層瓦斯抽采濃度平均為5.85%。可見，在漳村煤業(yè)漳村礦2603綜放面初采期瓦斯綜合抽采過程中，仍然主要以高抽巷和本煤層瓦斯抽采為主。5.6工作面初采期風排瓦斯特征的實測研究（ExperimentalStudyonGasCharacteristicofAirDrainageinInitialMiningStageof2603FullyMechanizedCavingFace）觀測期間，巷道風量和巷道瓦斯?jié)舛纫姳?-5，供風量和風排瓦斯變化情況見圖5-9~5-11。表5-5漳村礦2603綜放面初采期巷道風量及瓦斯?jié)舛纫挥[表Table5-5 AirflowandGasConcentrationofRoadway

inInitialMiningStageof2603FullyMechanizedTopCoalCavingFace數(shù)值名稱最小值最大值平均值主進風量（m3/min）輔進風量（m3/min）415056044706704353612回風風量（m3/min）420043954288回風每日最高瓦斯?jié)舛龋?）0.210.750.41回風每日平均瓦斯?jié)舛龋?）0.20.650.37回風風排瓦斯量（m3/min）5.5326.4716.5圖5-13漳村礦2603工作面初采期巷道供風量變化情況Figure5-9Changesofairsupplyvolumeinroadway

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface根據(jù)上圖兩條進風巷對工作面配風量及回風量變化趨勢本文可以發(fā)現(xiàn)：當采煤工作進行到距離開切眼2.4m時，工作面配風量為4100m3/min，輔進風巷進風量為560m3/min，此時高抽巷只能通過切眼鉆場與高抽巷之間的鉆孔抽采瓦斯，所以抽走的風量較少。當采煤面推進至14.4m過程中，因為開采煤量上升，割煤速度加快，相應地提高了配風量，工作面主進風巷風量為4189m3/min。當工作面從距離開切眼14.4m推進到距離開切眼34.5m的過程中，工作面進風巷風量在4470m3/min，為防止上隅角瓦斯積聚，輔進風巷也增加了風量。因為初次來壓到來，頂板產(chǎn)生垮落，高抽巷與采空區(qū)之間形成了大量的瓦斯流通裂隙，加上提高了高抽巷抽采負壓，高抽巷較之前具有更強的抽采能力，此階段回風巷風量為4395m3/min。當工作面推進至34.8m以后，初采期結束，瓦斯大量涌出的時期結束，瓦斯涌出趨于穩(wěn)定，風量合理調(diào)低。工作面總配風量減少至4267m3/min，回風巷風量為4217m3/min，輔進風巷風量為560m3/min。圖5-142603工作面初采期巷道風排瓦斯量變化情況Figure5-14Changesofgasemissionofventilation

atthebeginningperiodofminingfor2603workingface根據(jù)上圖曲線本文可以發(fā)現(xiàn)風排瓦斯量的變化：回風巷排出瓦斯總量在工作面從0m推進到5m的過程中因為割煤速度慢，產(chǎn)量低，所以瓦斯涌出量不高，風排瓦斯量維持在8.2m3/min~9.7m3/min之間波動。開采煤壁從距離開切眼5m推進到距離切眼15m過程中，風排瓦斯量持續(xù)增加，產(chǎn)量提高導致落煤及煤壁瓦斯涌出量增加，加上采空區(qū)內(nèi)遺煤也隨漏入風流流出是此階段風排瓦斯量增加的原因。在工作面推進到距離開切眼19.2m出時出現(xiàn)第一個風排瓦斯峰值，峰值為22.85m3/min，工作面15m推進到20m過程中，風排瓦斯量急劇增加。分析原因為直接定垮落導致矸石瓦斯解析，采空區(qū)空間壓縮，內(nèi)部瓦斯大量涌到工作面導致。在工作面從20m推進到27.5m過程中，風排瓦斯量出現(xiàn)小幅度的下降，分析原因是直接頂垮落后頂板矸石內(nèi)瓦斯在此之前基本解析并且涌到工作面，隨風流流到回風巷。所以風排瓦斯量在此階段出現(xiàn)一定的下降。工作面從距離開切眼27.5m推進到距離開切眼30m的過程中，風排瓦斯量急劇增加。初采期結束后，風排瓦斯量開始降低，從28.6m3/min快速跌至13.2m3/min，隨后進入平穩(wěn)階段，瓦斯量維持在10m3/min~14.8m3/min。初次來壓時，2603工作面采空區(qū)上方老頂開始斷裂、垮落，采空區(qū)瓦斯開始涌現(xiàn)到工作面，在30m出現(xiàn)整個初采期回風巷最大瓦斯量，峰值為28.6m3/min。一般此刻容易發(fā)生上隅角及回風巷瓦斯超限事故，通過頂板預裂使頂板垮落步距變小，瞬間瓦斯涌出量變??；同時頂板裂隙發(fā)育溝通高抽巷與采空區(qū)，使瓦斯被高抽巷抽走；利用Y型通風方式輔進風巷流入的新鮮風流稀釋了上隅角瓦斯，這就是Y型通風方式相較于U型通風方式的優(yōu)勢，漳村礦3#煤層為不易自燃煤層，因為采空區(qū)氧氣含量過高導致煤自燃的可能性很低，且高瓦斯含量會抑制煤自燃，所以Y型通風方式可在26采區(qū)以后工作面的開采中使用。圖5-152603工作面初采期風排瓦斯?jié)舛茸兓闆rFigure5-11Changesofgasemissionconcentrationof

ventilationatthebeginningperiodofminingfor2603workingface由上圖中的2603工作面回風巷瓦斯?jié)舛扰c工作面推進距離折線圖分析可知：在2603工作面初采期間，回風巷風排瓦斯量與回風巷瓦斯?jié)舛仁钦嚓P關系，工作面從開切眼推進5m過程中，割煤速度慢，產(chǎn)量低導致瓦斯涌出量不大，此階段回風巷瓦斯?jié)舛纫膊桓?，瓦斯?jié)舛绕骄蹬c最高值相差不大，維持在0.21%左右；工作面從5m推進到7.5m過程中，割煤速度加快，瓦斯涌出量大，導致回風巷瓦斯?jié)舛葎×疑仙还ぷ髅鎻木嚯x開切眼7.5m開采到距離開切眼17.5m過程內(nèi)，因為直接頂垮落以及開采速度加快，導致回風巷中瓦斯?jié)舛瘸尸F(xiàn)持續(xù)增長趨勢，且在距離開切眼17.5m處回風巷風流瓦斯?jié)舛瘸霈F(xiàn)第一個峰值，最高位瓦斯?jié)舛?.56%，平均瓦斯?jié)舛葹?.5%；割煤工作面從17.5m處推進到20m時，回風流中瓦斯?jié)舛瘸霈F(xiàn)小幅度降低，平均瓦斯?jié)舛却蠹s降低了0.07個百分點；煤壁從20m處割到初采期結束，回風巷風流中瓦斯?jié)舛瘸掷m(xù)升高，并在30m處達到整個初采期最大值，最高瓦斯?jié)舛确逯禐?.75%，平均瓦斯?jié)舛确逯禐?.65%，瓦斯最高濃度比瓦斯平均濃度大0.1個百分點，說明此刻瓦斯涌出不規(guī)律且瓦斯涌出量大，同一個工作日中瓦斯涌出出現(xiàn)忽高忽低的情況，雖然瓦斯涌出規(guī)律，但沒有違背《煤礦安全規(guī)程》中規(guī)定的回風巷瓦斯?jié)舛壬舷蓿诎踩秶鷥?nèi)。初采期結束后，回風巷風流中瓦斯?jié)舛戎饾u降低，降低到0.24%左右。縱觀整個初采期回風巷瓦斯?jié)舛?，每日平均瓦斯?jié)舛绕骄禐?.37%，每日最高瓦斯?jié)舛绕骄禐?.42%；每日最高瓦斯?jié)舛戎械淖畲笾狄矝]有超過1%。說明2603工作面初采期瓦斯治理措施是發(fā)揮出了理想的效果。結合Y型通風、開切眼與傾斜高抽巷貫通、頂板預裂、本煤層瓦斯抽采、適當調(diào)節(jié)風量這些治理措施在2603工作面取得良好效果，可推廣到2605及其以后26采區(qū)的工作面中。5.6本章小結（TheSummaryofThisChapter）1）第一小節(jié)本文利用單元法在2603工作面進行瓦斯實測，可得高抽巷的影響范圍在工作面距進風端頭212-234m范圍內(nèi)，有大約14m的影響范圍。漳村礦2603工作面檢修期間除高抽巷外工作面煤壁落煤涌出量為10.35m3/min，采空區(qū)涌出量為0.6m3/min。采空區(qū)瓦斯涌出量占工作面總瓦斯涌出量的5.5%，且采空區(qū)瓦斯涌出主要集中在198m后。2）從本煤層瓦斯抽采效果來看，初采期漳村礦2603綜放工作面本煤層瓦斯抽采量比較穩(wěn)定，先呈現(xiàn)出略微上升趨勢，后呈現(xiàn)出略微下降趨勢，總體波動不大，瓦斯抽采總量在12.66~16.25m3/min之間，平均為14.12m3/min，特別是在老頂跨落前對初采期的瓦斯治理意義重大，抽出大量本煤層瓦斯，減少了回采過程中的工作面瓦斯涌出量，對防止工作面瓦斯超限和保障工作面安全生產(chǎn)發(fā)揮了重要的作用。所以，本煤層瓦斯抽采鉆孔的布置是合理的，在后續(xù)工作面中可以繼續(xù)采用漳村礦2603工作面的鉆孔布置參數(shù)，無需再優(yōu)化。3）高抽巷從開始抽采瓦斯到工作面推進0~45m之間，管路的抽采負壓大部分保持在5~7KPa之間，保持穩(wěn)定，表明抽采管路密封性比較好。采取打鉆孔溝通高抽巷的技術措施使工作面推進到走向同樣位置，高抽巷的瓦斯?jié)舛群屯咚钩椴闪枯^未采取該措施時有顯著提高，隨著工作面繼續(xù)推進，直接頂跨落，鉆孔切孔部分毀壞，失去部分作用，所以同樣呈現(xiàn)出下降趨勢，但從高抽巷瓦斯?jié)舛群屯咚钩椴闪縼砜矗袛?shù)倍的提高，該措施是成功的。4）當工作面推進到6m左右時，開始打開裂隙帶鉆場帶抽，在工作面推進到17.6m之前1#和2#鉆場抽采量都比較低，此時因為剛剛開采，采動影響較小，頂板裂隙完全沒有發(fā)育，瓦斯涌出較少，抽采總量也很穩(wěn)定且保持在較低水平。在工作面推進到17.6~27.6m之間，1#鉆場的抽采量呈現(xiàn)出直線上升，而2#鉆場的抽采量出現(xiàn)小幅度下降，但是抽采總量呈現(xiàn)出直線上升趨勢，達到最大值3.14m3/min。在工作面推進到27.6~32m之間時，由于頂板已經(jīng)完全跨落，而此時另一個來壓周期中頂板處于懸空狀態(tài)，裂隙幾乎沒有，瓦斯沒法運移，所以瓦斯抽采量出現(xiàn)急