瓦斯抽采技术在唐山矿的研究应用

郑友刚 姚志勇

（开滦唐山矿业分公司，河北省唐山市，063000）

1 概述

唐山矿业分公司是开滦（集团）有限责任公司的主力生产矿井，始建于1878年（清朝年间），1881年投产，已有130多年的历史，现属国有煤矿企业。2004年以来矿井产量保持在400万t／a以上的水平。唐山矿整个井田长14.55km，宽3.5 km，井田面积37.28km2。位于开平向斜西北翼西南端，开平煤田地层属华北型沉积。煤田中古生界地层广泛分布，上部石炭－二叠系为含煤岩系，各系、统间多以整合或假整合接触。含煤地层大多为第四系黄土覆盖。含煤地层主要分布在石炭系、二叠系。截止到2010年12月，唐山矿井田范围剩余地质储量36016.9万t，可采储量12809.4万t，其中5＃煤层1780.5万t，8＃煤层1721.0万t，9＃煤层6860.2万t，12＃煤层2447.7万t，唐山煤矿各煤层未采区域煤层气资源储量达9.37亿m3，采空区瓦斯储量为2773万m3。唐山矿历年瓦斯鉴定均批复为高瓦斯矿井，2011年瓦斯鉴定绝对涌出量达到61.83m3／min。

从20世纪70年代初开始，唐山矿着手致力于研究矿井瓦斯的抽放和利用，建有地面永久瓦斯抽采系统和复杂的井下管网系统，80年代初期开始进行瓦斯利用，主要用于居民燃气，最多可供11000户居民生活用气。2010年以后建立了1座瓦斯发电站，安装了4套500kW瓦斯发电机组，开始利用地面钻孔和井下瓦斯抽采系统进行瓦斯发电，合理利用了矿井的瓦斯资源。

2 地面钻孔瓦斯抽放

唐山矿在20世纪80年代中期就开始采用地面向煤层打钻抽放瓦斯气，在地面建立了抽采瓦斯管网系统，常年抽取瓦斯浓度稳定在80%～90%，到2001年才逐渐衰减。后又采用在地面向井下生产区域的采空区打钻抽采卸压瓦斯并进行利用。

T2291工作面属于铁路煤柱二采区，工作面走向长1062m，倾斜长138m，煤层平均厚度10m，煤层平均倾角12°，煤层平均埋深636m。北部相邻为11水平西翼采空区，东部为铁路煤柱一采区和12水平北翼9＃煤层采空区，东面和南面为铁路煤柱未采区域。从煤岩层瓦斯赋存和矿井内采区间通风压力关系看，T2291采空区内赋存有大量的卸压瓦斯，因通风压力关系还有其它采空区的瓦斯向该区域运移。设计的地面钻孔位置在T2291工作面的中部，距工作面开切眼距离约350m，在倾斜方向，钻孔与进、回风巷的距离均为69m，见图1。

图1 地面钻孔位置平面示意图

2.1 地面孔布置方式的确定

根据对导水裂隙带高度的测定，高度约为15倍采高，导水裂隙上限高度距地表486m。依据导水即透气的原理，抽放孔的终孔位置确定在距地表536m。从地面至深177m的钻孔孔径为215mm，深177m至470m的孔径为159mm，深470m至孔底的孔深径108mm，见图2。

2.2 终孔位置的确定

在钻孔按设计施工完成后，对钻孔上段进行了封孔，而孔内依然留有积水，最大时水位升到距孔口390m处，堵塞了瓦斯向孔内的流动，造成无法抽放。分析原因主要是终孔位过高：在9＃煤层上方40m处为5＃煤层，5＃煤层有遇水胶结的特点，尽管终孔处于9＃煤层的裂隙带内，但由于5＃煤层遇水胶结，堵塞了渗水的通路。经综合分析，最终确定终孔位距地表595m，在5＃煤层底板下5m，靠近9＃煤层采空区冒落带的边缘。

2.3 封孔范围的选择

确定封孔范围的依据为含水层和顶板裂隙的发育情况。铁二区地表以下170m为地表水系范围，按照既保证瓦斯抽放，又不破坏地表水系的原则，对170m以上范围进行封孔处理。在距地表370m处还有A含水层，在瓦斯抽采时还要保证A含水层的水不能威胁井下安全。为全面掌握顶板裂隙的发育情况，利用数字全景钻孔摄像探查了钻孔内孔壁的裂隙情况。摄像资料表明，距地表－466m裂隙开始明显发育。在综合分析了地表水系、A含水层和摄像资料后，最终确定封孔范围在－470m至地表。

图2 地面钻孔结构设计图

2.4 钻孔套管及封孔

钻孔套管的方式如图2所示，整个钻孔下全程套管，地表以下到177m范围使用ø168mm套管，地表下到470m用ø127mm的套管（地表到177m采用双重管），470m到孔底放置ø89mm花管，花管长145m，与上部ø127mm套管搭接20m，花管形式为三花眼，为达到抽放效果，又避免井下的水害事故，地表至470m范围ø127mm套管管壁与孔壁、地表至177m管壁与管壁之间均使用水泥浆注孔。

2.5 抽放方式

因地面钻孔位置距离地面老瓦斯抽放管路较近，在地面新铺设一条ø159mm的管路与岳56管线连接，利用地面固定瓦斯抽放泵房系统进行抽放利用。管路采用填埋方式，管线上分别设置阀门、伸缩节、泄水器和排空管，管路布置按《城镇燃气设计规范》和《煤气管道安装施工技术操作规程》执行。

2.6 抽放效果及效益

2008年1月工程全部完毕，进行正式抽放，瓦斯抽放浓度为50%，流量约为5m3／min，且非常稳定。2008年1月至5月抽放量统计如表1。

表1 2008年1－5月291钻孔瓦斯抽放量统计表

唐山矿瓦斯涌出有45%来源于井下封闭的采空区，回采工作面瓦斯约有75%来源于采空区。利用地面孔抽放采空区瓦斯，减少了采空区瓦斯向巷道内涌出，通过调压使回采工作面采空区瓦斯向已封闭采空区运移，对杜绝瓦斯超限造成的事故起到了关键作用。

3 瓦斯高位抽放钻孔的应用

高位孔抽放理论依据是回采后矿山压力在工作面周围将形成一个采动压力场，采动压力场和影响范围在垂直方向分为三个带：冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在水平方向形成三个区：煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。在采动压力场中形成的裂隙发育空间成为瓦斯聚集和流动的通道。利用高负压加速裂隙带瓦斯的流动，可以抽出裂隙带高浓度瓦斯。

3.1 工作面概况

T2195工作面位于唐山矿十三水平，属8＃、9＃煤层合区，工作面走向长度852m，倾斜长118 m，煤层厚7～12m，工作面中部为一向斜构造。采用综合机械化放顶煤开采工艺。北部为北翼9＃煤层采空区，上部48m为5＃煤层采空区，工作面采用“U＋L”通风方式，有效风量为16.5m3／s，通风及抽放系统见图3。

2002年5月，T2195工作面推进到35m时，瓦斯涌出量开始逐渐增大，有时回风流瓦斯浓度达到1.2%，下隅角瓦斯浓度达到3%，最大瓦斯涌出量达19.8m3／min，多次因瓦斯超限造成停电影响生产，同时给通防安全管理带来较大困难和不安全隐患。

图3 T2195工作面通风及抽放系统示意图

3.2 瓦斯来源分析

通过连续一周现场调查发现，其瓦斯来源主要为两个部分：一是地质构造影响，铁二区斜穿T2195工作面有一大向斜构造，随工作面的推采逐渐接近向斜轴部，顶板岩层瓦斯赋存量大；二是来自北翼采空区、上部5＃煤层采空区和T2195采空区的瓦斯，当工作面周期来压时，采空区顶板大面积冒落，释放岩层瓦斯，瓦斯涌出比往常增大。

3.3 主要治理措施

当工作面出现瓦斯异常涌出后，采取了以下措施：

（1）增大工作面有效风量，提高工作面通风能力；

（2）调整工作面的通风压力分布，改变采空区瓦斯运移方向；

（3）在工作面上方的采空区密闭留管抽放，在工作面上隅角预埋管进行抽放，此时抽放的混合瓦斯流量7.2m3／min，浓度为3%～5%。

3.4 邻近巷道高位钻孔抽放试验

由于该工作面用通风方法解决瓦斯超限无安全保障，故决定在该工作面尝试用高位钻孔抽放。从T2194辅助回风巷沿煤层顶板向T2195施工长度为212m的高位抽放钻孔对T2195采空区和未采区进行抽放瓦斯试验。

3.4.1 高位钻孔的参数确定

因T2195工作面煤层的平均厚度10m，回采后冒落带高度约为采高的3倍（即30m），裂隙带高度为采高的3～6倍，故判定顶板上方30～60m为裂隙带。钻孔设计参数为：仰角为12～15°，孔深为70m，孔径为108mm，水泥沙浆封孔，封孔长度5m。高位孔剖面示意图见图4。

图4 高位钻孔布置剖面图

3.4.2 抽放效果

高位孔投入抽放后，测试钻孔内瓦斯浓度在39%～63%，钻孔内的瓦斯流量在0.35～0.42 m3／min，纯瓦斯流量可达到3.25m3／min，效果非常明显，治理前、后各地点瓦斯浓度对比情况见表2。

表2 工作面治理前、后各测点瓦斯浓度变化对比表

采取高位钻孔抽放瓦斯措施后，从根本上扭转了瓦斯治理的被动局面，煤炭日产量由3300t提高到5800～6500t，基本消除了工作面风流瓦斯超限隐患。

4 区域调压抽采采空区瓦斯

唐山矿有130多年的开采史，采空区已经连成一片，在采空区内还留有大量残余瓦斯，采空区的瓦斯涌出量对于矿井瓦斯涌出影响所占比重日益显著。如果通风管理不善，会造成采空区瓦斯流向采掘工作面，给煤矿的安全生产造成威胁，制约生产能力的正常发挥。除生产区域进行瓦斯抽采外，在采空区瓦斯利用方面也做了大量工作。

图5 唐山矿西翼通风系统示意图

4.1 生产区域与采空区调压

为确保铁一区的正常回采，通过通风压力调整，把生产区域铁一区采空区瓦斯向11水平西翼老采空区运移，西翼系统各采区已经回采结束，保留有系统巷道，在西翼副巷内各密闭预留管路实施瓦斯抽放。在11水平西翼系统建立通风调压室，大巷六横管外建立三道永久调节风门，降低西翼系统的通风压力，在副巷建立两道调节风门，西翼通风系统见图5。受地面大气压力波动影响，有时发生西翼副巷瓦斯超限、1240总回风巷瓦斯浓度超过0.75%，在通防管理上有较大隐患。

4.2 矿井自动调压装置

为解决大气压力变化对西翼调压系统安全的影响，研制了矿井自动调压装置，控制系统设在矿调度室监测中心。KJ65监测系统由监控仪、瓦斯传感器、压力传感器和传输线路组成。传输线路一端连接在电机上，另一端与KJ65监测系统相连。在调压风门设压力传感器，各密闭口设瓦斯传感器，监测西翼系统副巷内瓦斯和压力变化。如果气压波动影响采空区瓦斯大量涌出，通过监控系统在调度室远程操作自动调压装置，采用活动扇叶偏转角度来决定风门调节口的面积大小，提高系统通风压力，减少西翼采空区瓦斯涌出，防止副巷内风流瓦斯超限，提高矿井的安全可控程度。

4.3 调压效果

通过对西翼自动调压装置几个月的运行观察，开启两档（共有6档）就能够将总回风巷瓦斯浓度由0.70%降低到0.48%，调压效果非常明显。以前人员组织到井下完成调压需要3h，现在缩短到只需要2min，缩短了调压时间，及时消除了井下瓦斯超限隐患。西翼系统11水平调压室各密闭内抽放的瓦斯浓度平均达到55%，直接供给居民生活用气。

地面大气压力变化是不以人的意志为转移的，对矿井内通风系统比较脆弱区域的采空区内瓦斯涌出影响也不可避免。但可以通过调节相关系统的通风压力，削弱大气压力对瓦斯涌出的影响程度，进而实现矿井的安全生产。

5 结论

（1）在地面打钻抽采井下煤层瓦斯和采空区瓦斯是一种非常理想的抽采方式，通常抽放瓦斯浓度很高，流量稳定，但需要有合适的条件。矿井煤层埋藏浅的煤矿比较适宜地面抽采。

（2）老矿井采空区内赋存着大量的瓦斯，利用调压控制采空区瓦斯流向，然后实施抽采有利于生产矿井瓦斯治理，对于安全生产起到很好的保证作用。

（3）高位孔抽放瓦斯是成熟的瓦斯抽放工艺，经过在生产中不断实践，取得了明显效果。高位孔的封孔质量、叠加距离均影响瓦斯抽放效果。应针对不同煤层顶板岩性特征，摸索出适合的钻孔参数。

［1］ 张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术［M］.北京：煤炭工业出版社，2001

［2］ 周士宁.煤层瓦斯赋存与流动理论［M］.北京：煤炭工业出版社，2001

［3］ 郝天轩，姚春雨.黄陵矿区二矿高位裂隙钻孔瓦斯抽采有效性分析［J］.中国煤炭，2010（3）