高瓦斯矿井反风矿井绝对瓦斯涌出量变化特例分析

摘 要：犍为县两河口煤矿矿井反风后矿井风量下降，风排绝对瓦斯涌出量上升，成为反风矿井瓦斯涌出量上升的特例。主要原因是矿井投产不久，通风状态改变和抽采瓦斯效果不好造成。

关键词：矿井反风；绝对瓦斯涌出量；变化；特点

犍为县两河口煤矿设计生产能力210Kt/a，矿井服务年限为33.5a，经过约四个月的试生产，于2015年12月31日开展了反风试验演习。反风后矿井和回采工作面的风量均下降，但风排绝对瓦斯涌出量均呈上升趋势，成为高瓦斯矿井反风后瓦斯涌出量变化的特例。分析其原因是矿井投产不久、反风出现短路风、负压通风变为正压通风、抽采瓦斯效果不好造成。

1 矿井概况

1.1 地质条件

区内含煤地层为三叠系上统须家河组及侏罗系中、下统自流井组，地表平缓地带分布有少量第四系。地层总体倾向北东，倾角2°～5°，构造简单，埋藏深度大。

1.2 煤层基本情况

矿区内煤层自下而上有K8、K9、K10d、K10m、K10s等，其中K10d煤层大部可采，K10s煤层局部可采，各可采煤层特征见表1。

1.3 矿井开拓布置

矿井采用斜井开拓。全矿划分为1个水平，即+160m水平；+160m水平运输大巷布置在K10s煤层底板；+175m回风大巷布置在K10d煤层中；全矿划分为 14个带区，5个上山带区、9个下山带区。采用倾斜长壁采煤法开采。

1.4 矿井通风

矿井采用抽出式通风方法。现安装有两台FBCDZNo23型主要通风机，电机功率为2×160kw，采用变频技术控制风机转速，目前频率为42HZ。通风负压为1120Pa，矿井等积孔为2.68m2。

采煤工作面采用“W”型通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

1.5 矿井瓦斯情况

矿井为高瓦斯矿井。通过近4个月的试生产，计算矿井绝对瓦斯涌出量（含风排瓦斯量和抽采瓦斯量）大于20m3/min，相对瓦斯涌出量大于68m3/t。矿井建立了地面抽采瓦斯系统，抽放采动 压瓦斯（高位 压裂隙钻孔抽放）及采空区埋管抽放。

2 矿井反风试验

2.1 矿井反风系统

矿井反风系统如图1。

2.2 矿井反风后风量和瓦斯变化

矿井反风前后风量和瓦斯浓度变化如表2。

由表2 知，矿井反风前后，矿井风量从4552m3/min，降為3450m3/min（反风后回风风量），反风后风量降低24.2%，反风率75.8%、大于《煤矿安全规程》122条规定的40%。满足规程要求。

但是，矿井反风后，绝对瓦斯涌出量为4.688+6.384=11.064m3/min，大于反风前的9.104m3/min，上升21.53%。即反风后矿井绝对瓦斯涌出量上升。

根据1982年、1984至1985年春的两次全国性反风演习实验，矿井反风时，瓦斯涌出量一般都比反风前有所减少，特别是一些高瓦斯矿井甚至出现大幅度减少。如表3所示[2]。即有90.54%的矿井，反风时矿井绝对瓦斯涌出量下降20%以上，有9.46%的矿井反风后瓦斯下降80%以上。就是说高瓦斯矿井反风后100%的矿井是绝对瓦斯涌出量降低20%以上。

两河口煤矿反风的结果与80年代全国几百个煤矿反风试验结果相反，即反风量下降，反风后矿井风排绝对瓦斯涌出量增加。不但如此，就是在回采工作面内，仍然是反风后风量下降、绝对瓦斯涌出量上升。

2.3 210D1区反风后风量和瓦斯涌出量变化

210D1区反风后风量和瓦斯涌出量变化如表4。

由表4知，反风前210D1区回风量1004m3/min，绝对瓦斯涌出量4.327m3/min；反风后风量仅475m3/min，反风后绝对瓦斯涌出量5.415m3/min。即反风后风量下降52.68%；而绝对瓦斯涌出量则比反风前上升25.14%。

2.4 410D1区反风后风量和瓦斯涌出量变化

410D1区反风测定数据如表5。

由表5知，反风前410D1区回风量818m3/min，绝对瓦斯涌出量3.763m3/min；反风后风量仅405m3/min，反风后绝对瓦斯涌出量4.293m3/min。即反风后风量下降50.44%，而绝对瓦斯涌出量则比反风前上升14.03%。

总结以上，矿井反风后，全矿风量下降24.2%，矿井绝对瓦斯涌出量则上升21.53%；回采工作面风量下降最多52.68%，绝对瓦斯瓦斯涌出量上升最大的有25.14%。

2.5 反风后绝对瓦斯涌出量上升原因

2.5.1 工作面风量发生变化

为了解决210D1东回风巷风流中瓦斯超限问题，在210D1工作面反风前，210D1东回风有从+130东排水巷引入的新风量（356+648）-669=335m3/min；反风后，210D1东进风有新风量600m3/min，从反风前的参新风巷短路的风量是：（600+222）-475=347m3/min，即反风后短路到+130m东排水巷的风量347m3/min，与反风前参新风量335m3/min相当，但是直接进入了反风后的+130m东排水巷，整个排水巷的瓦斯浓度为0.06%，没有起到反风时排放和稀释瓦斯的作用。反风后回采工作面进风，因矿井风量下降本来已经减少的风量，再加上原来的参新风部分短路到回风，使反风后工作面风排瓦斯的回风量再度降低，故反风后工作面回风中瓦斯浓度升高。

410D1工作面风量，与210D1工作面类似。西回风巷的参新风，反风后变为短路风，失去了排放和稀释反风后瓦斯的作用。

2.5.2 工作面采空区风流流动

210D1工作面反风前回风隅角有两处，分别在东西回风的入口，反风后只有一处（原来的运输巷新风出口）。如果采空区瓦斯涌出量反风前后相等，瓦斯一定会在反风后一个回风隅角处积聚更严重。所以反风后实测，210D1运输巷（反风后回风巷）尾、距回风巷口5m的密闭附近，瓦斯浓度达到3.60%（410D1工作面如图3，对应点瓦斯2.26%）。不但如此，由于采空区含瓦斯的风流在回风隅角发生变化，布置在东西风巷（即原来两个回风隅角处）的抽采瓦斯的顶底板钻孔，虽然各有约20和12个孔在抽，因为这些钻孔已经不处于卸压瓦斯，在微弱漏风驱动下的高浓度瓦斯区（回风隅角附近），而是在新鲜风流附近（即新风刚进入采空区处）的低浓度瓦斯区。另外，西风巷反风前的埋管抽采瓦斯系统，吸入瓦斯点也同样因为反风而处在新鲜风流入口的低浓度瓦斯区。结果，顶板孔、底板孔、埋管（西风巷隅角处）等三种抽采瓦斯的措施，在反风后没有起到抽采瓦斯的效果。所以，虽然反风后工作面的风量下降了，而风排瓦斯却增加了。

2.5.3 煤层K 先开采后，底板10m以内的K K 煤层（含煤线），随着工作面推过，卸压瓦斯很快涌入开采工作面。距开采层底板约16m，还有K9煤层及煤线和炭质页岩，随工作面推过距离增加、采空区面积加大，卸压瓦斯也将在工作面煤壁后方40m到80m涌入工作面。由于工作面投产不久，210D1只推过245m（410D1工作面为66m），上述卸压瓦斯除风排、抽采以外，剩下的都遗留在面积不大的采空区。反风前风排瓦斯、抽采瓦斯、遗留瓦斯，在抽出式通风的条件下处于平衡状态。反风后，原有平衡打破，且通风由抽出式变为压入式，即由负压通风变为正压通风，采空区绝对压力升高，有一驱赶采空区瓦斯向已有老塘区流动的趋势。因为矿井刚投入生产，没有临近的老塘吸纳采空区瓦斯，即便是反风后风量下降，绝对瓦斯涌出量也仍然上升。

建立了抽采瓦斯系统的高瓦斯矿井，反风风排瓦斯主要是来自邻近层的卸压瓦斯，由于矿井刚投产不久，没有大面积的老塘，抽采瓦斯效果又不好，再加上负压通风变为正压通风、参新风变为短路风量，反风量减少，反风风排瓦斯增加。至于高瓦斯矿井个别回采工作面反风后瓦斯量上升，过去的反风试验也有类似现象[3]，但本试验矿井，不同的是，反风试验的全部回采工作面，都是反风后风量减少、瓦斯涌出量增加。

2.6 矿井反风演习时实现瓦斯不超限

首先，关于反风试验时风流中瓦斯浓度的限值问题。2016年版的新《煤矿安全规程》第七百一十二条，处理矿井火灾事故，应当遵守下列规定：（1）控制烟雾的蔓延，防止火灾扩大。（2）防止引起瓦斯、煤尘爆炸。必须指定专人检查瓦斯和煤尘，观测灾区的气体和风流变化。当甲烷浓度达到2.0%以上并继续增加时，全部人员立即撤离至安全地点并向指挥部报告[5]。既然反风是灾害后的通风，所以回风中的瓦斯浓度，以2.0%为超限指标不应该有争议。但是，实际反风试验时，有关人员仍然用瓦斯浓度1.0%作为是否超限的指标，是不妥的。

其次，两河口煤矿反风试验时，工作面回风的瓦斯浓度达到1.14%，没有超过2.0%，不应该属于反风试验时的瓦斯超限。在密闭附近测得的瓦斯浓度3.60%，不是风流中的瓦斯浓度值。

再次，类似于本试验矿井条件，如果需要降低反风的风排瓦斯浓度，反风时将参新风巷的风窗面积降低，使东（西）+130排水巷的风量减少、瓦斯浓度上升（当然不能超限），增加工作面反风后的回风量。

最后，临时将埋管抽采瓦斯的方式移至新的回风隅角处（反风前运输巷的出风口）附近，或者在隅角处适当增加抽采瓦斯钻孔，提升反风时抽采瓦斯的效果。

建议两河口煤矿下一年度反风试验时，尽可能多地测定相关数据，再次分析反风前后瓦斯涌出量的变化。

3 结论与建议

（1）反风试验矿井，反风时矿井总风量和回采工作面风量都下降，且矿井和回采工作面的绝对瓦斯涌出量都上升，是高瓦斯煤矿反风试验的一个特例。原因是矿井刚投产不久，采空区面积小，原来的参新风变成短路风，加上抽采瓦斯效果降低，所以发生了这一特例。针对性采取措施可以改变这种现象。

（2）反风试验时，回风流中的瓦斯浓度限值应执行规程规定值即为2.0%。

（3）建议試验矿井下次反风时，尽可能多地测定相关数据（比如反风试验时埋管抽采瓦斯参数等），为灾变通风提供更多实测参数的支撑。

参考文献

[1]卞伯绶.关于矿井反风[J].煤矿安全，1984，1.

[2]王省身，张国枢，赵以蕙.矿井主通风机反风技术研究总结——兼谈对《煤矿安全规程》第124条的修改[J].矿井通风专业委员会编.中国煤炭工业劳动保护科学技术学会矿井通风论文选集3[C].

[3]郄兵印.高瓦斯矿井反风中瓦斯涌出规律浅析[J].煤矿安全，

1989，1.

[4]国家安全监管总局，国家煤监局.煤矿安全规程[M].煤炭工业出版社，2011.

[5]国家安全监管总局，国家煤监局.煤矿安全规程[M].煤炭工业出版社，2016.

作者简介：刘益文（1964，1-），男，高级工程师，注册安全工程师，四川省安全监管局（四川煤监局）安全技术中心总工办主任，主要从事瓦斯灾害防治技术研究与安全高效矿井建设技术服务和技术管理等工作。