綜采工作面卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)演化推進(jìn)速度效應(yīng)研究

于涵旭 ，徐培耘 ，林海飛 ,3 ，劉思博 ，雙海清 ,3 ，羅榮衛(wèi)

（1.西安科技大學(xué) 安全科學(xué)與工程學(xué)院，陜西 西安 710054；2.西安科技大學(xué) 能源學(xué)院，陜西 西安 710054；3.西安科技大學(xué) 西部礦井開采及災(zāi)害防治重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室，陜西 西安 710054）

煤炭是我國(guó)主體能源及重要工業(yè)原料[1-2]，隨著礦山機(jī)械化水平與生產(chǎn)集約化程度不斷提升，許多礦井在條件允許時(shí)通過提高推進(jìn)速度來(lái)增加工作面產(chǎn)量[3]?？焱扑俟ぷ髅嬷信c煤伴生的瓦斯氣體涌出強(qiáng)度及涌出量急劇增大[4-5]，覆巖裂隙發(fā)育復(fù)雜[6]，對(duì)工作面瓦斯治理造成一定壓力。明確不同推進(jìn)速度下卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)演化規(guī)律，準(zhǔn)確判別瓦斯抽采重點(diǎn)區(qū)域，可實(shí)現(xiàn)快推速工作面瓦斯精準(zhǔn)治理[7]。

卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)形成和演化受控于采場(chǎng)覆巖裂隙分布和運(yùn)動(dòng)結(jié)構(gòu)特征。錢鳴高等[8]、李樹剛等[9]、林海飛等[10]提出了“O”形圈、橢拋帶和采動(dòng)裂隙圓角矩形梯臺(tái)帶等工程模型，為研究采場(chǎng)覆巖提供了理論基礎(chǔ)?；诖耍姸鄬W(xué)者針對(duì)不同推速下卸壓瓦斯抽采進(jìn)行研究。陳龍等[11]研究了不同日推進(jìn)速度下瓦斯富集區(qū)的位置，認(rèn)為不同推進(jìn)速度下鉆孔優(yōu)勢(shì)層位及平距符合一次線性方程，并結(jié)合富集區(qū)位置對(duì)抽采鉆孔進(jìn)行了優(yōu)化；劉彥青等[12]通過數(shù)值模擬分析了工作面推進(jìn)速度對(duì)采空區(qū)漏風(fēng)攜瓦斯有效深度及有效區(qū)域的影響規(guī)律，構(gòu)建了采空區(qū)漏風(fēng)攜瓦斯有效深度極限值計(jì)算公式；劉洪永等[13]基于采動(dòng)裂隙橢拋帶理論，構(gòu)建了采動(dòng)優(yōu)勢(shì)瓦斯通道帶的理論模型，獲得了推進(jìn)速度對(duì)優(yōu)勢(shì)瓦斯通道誘導(dǎo)與控制規(guī)律；賈麗明[14]基于不同推進(jìn)速度下覆巖運(yùn)動(dòng)規(guī)律，確定了煤層群卸壓瓦斯運(yùn)移“三帶”發(fā)育范圍；趙鵬翔等[15-16]通過二維物理相似模擬實(shí)驗(yàn)及數(shù)值模擬研究了不同推速下采空區(qū)覆巖形態(tài)與瓦斯運(yùn)移優(yōu)勢(shì)通道的異同。

目前，卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)的判別大多以采動(dòng)覆巖裂隙場(chǎng)為基礎(chǔ)，但針對(duì)不同推進(jìn)速度下瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)的判定問題需進(jìn)一步研究。為此，利用FLAC3D6.0 數(shù)值模擬軟件，結(jié)合采動(dòng)覆巖特征規(guī)律，采用多種方法對(duì)不同推進(jìn)速度下卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)進(jìn)行聯(lián)合判定，得到卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)位置演化規(guī)律及瓦斯抽采重點(diǎn)區(qū)域；以此為依據(jù)，在現(xiàn)場(chǎng)開展了高位鉆孔卸壓瓦斯抽采試驗(yàn)；研究成果可以為快速推進(jìn)綜采工作面卸壓瓦斯抽采提供一定的借鑒。

1 模型構(gòu)建與模擬方案

試驗(yàn)工作面位于陜西省延安市黃陵縣，主采2#煤，煤層厚度2.5～3.8 m，平均厚度為3.0 m；煤層傾角0°～4°，屬近水平煤層。煤層直接底板主要為泥巖、砂質(zhì)泥巖，少量炭質(zhì)泥巖，厚度0.50～9.43 m，局部為2#煤層直接底板。

數(shù)值模擬軟件采用FLAC3D6.0，模型中煤巖層水平布置。根據(jù)關(guān)鍵層判別方法[17]，得到工作面6#巖層為亞關(guān)鍵層，12#巖層為主關(guān)鍵層。煤巖層物理力學(xué)參數(shù)見表1。

模型采空區(qū)使用Double-Yield 本構(gòu)模型[18]，巖層破壞采用Mohr-coulumb 破壞準(zhǔn)則，模型大小為300 m × 3 00 m ×150 m，煤層厚度3 m，煤巖層水平布置。模型左右及下邊界設(shè)置為固定邊界，頂部設(shè)置16.8 MPa 均布載荷，應(yīng)力梯度以2.0 MPa/hm 向下增加。開采時(shí)煤層兩端各留50 m 煤柱以減少邊界效應(yīng)。模擬過程以開挖不同距離表示推進(jìn)速度，結(jié)合現(xiàn)場(chǎng)實(shí)際生產(chǎn)狀況和實(shí)驗(yàn)需求，分別以每次開挖4、8、12、16 m 表示4、8、12、16 m/d 推進(jìn)速度。

2 卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)演化規(guī)律及判別條件

2.1 不同推進(jìn)速度下上覆巖層演化規(guī)律

不同推進(jìn)速度下應(yīng)力分布如圖1，覆巖應(yīng)力集中系數(shù)如圖2。

圖1 不同推進(jìn)速度應(yīng)力分布Fig.1 Stress distribution at different advancing speed

圖2 覆巖應(yīng)力集中系數(shù)Fig.2 Overburden stress concentration coefficients

由圖1 可知，煤層回采后覆巖應(yīng)力經(jīng)歷破壞再平衡過程，平衡期間煤壁受采空區(qū)上覆巖層擠壓而在采空區(qū)前后50 m 內(nèi)形成應(yīng)力集中。工作面以4 m/d 推進(jìn)時(shí)，應(yīng)力分布大致呈對(duì)稱梯形，隨著推速加快，應(yīng)力分布對(duì)稱性減小，逐漸呈左高右低的拋線形。

由圖2 可知，工作面推進(jìn)至192 m，推進(jìn)速度4 m/d，工作面后方及超前應(yīng)力集中系數(shù)分別為2.5、2.4，推進(jìn)速度16 m/d，工作面后方和超前應(yīng)力集中系數(shù)分別為2.3、2.1，降低8%、12.5%；關(guān)鍵層應(yīng)力集中系數(shù)在推進(jìn)速度4 m/d 時(shí)最小，在推進(jìn)速度16 m/d 時(shí)最大，最大差值75%。

不同推進(jìn)速度覆巖位移分布如圖3，覆巖下沉量如圖4。

圖3 覆巖位移分布Fig.3 Overburden displacement distribution

圖4 覆巖下沉量Fig.4 Overlying rock subsidence

由圖3 可知，工作面推進(jìn)速度較慢條件下采空區(qū)中部覆巖沉降現(xiàn)象更為明顯。煤層以較快速度回采時(shí)，低位巖層失穩(wěn)后運(yùn)動(dòng)尚未平衡便開始了下一階段的回采，巖層之間剪切錯(cuò)動(dòng)明顯，位移量以及整體高度降低。

由圖4 可知，工作面推進(jìn)速度較慢情況下覆巖下沉量更大，工作面推進(jìn)至192 m，推進(jìn)速度4 m/d 與16 m/d 直接頂最大下沉量差值為24.5%，亞關(guān)鍵層差值為28.1%，主關(guān)鍵層差值為30.4%。推進(jìn)速度加快對(duì)煤層上位覆巖影響大于下位覆巖。

不同推進(jìn)速度塑性區(qū)分布如圖5，工作面兩端塑性破壞高度如圖6。

圖5 塑性區(qū)分布Fig.5 Distribution of plastic zone

圖6 不同推速下工作面兩端塑性破壞高度Fig.6 Plastic damage height at both ends of the working surface at different advancing speed

由圖5 可知，工作面不同推速條件下覆巖塑性破壞高度有明顯區(qū)別；慢推進(jìn)速度條件下采空區(qū)中部覆巖發(fā)生連續(xù)破壞，隨著推進(jìn)速度增加，中部覆巖由連續(xù)破壞轉(zhuǎn)為周期性破壞且破壞周期隨推速增加而增大，破壞高度明顯降低；推進(jìn)速度為4 m/d 切眼側(cè)塑性破壞高度最大為68 m，推進(jìn)側(cè)最大破壞高度為66 m；推進(jìn)速度增加至16 m/d，切眼側(cè)最大塑性破壞高度為63 m，推進(jìn)側(cè)為48 m，較推進(jìn)速度為4 m/d 分別降低7% 和27%，可見推進(jìn)速度對(duì)推進(jìn)側(cè)影響更為顯著。

由圖6 可知，加快推進(jìn)速度有利于降低裂隙帶高度并緩和覆巖下沉[19]，覆巖內(nèi)采動(dòng)裂隙隨著工作面的推進(jìn)經(jīng)歷“產(chǎn)生-擴(kuò)展-壓實(shí)”的過程，推進(jìn)速度增大，巖層破壞不能形成穩(wěn)定鉸接結(jié)構(gòu)，裂隙閉合時(shí)間加快，覆巖內(nèi)離層及破斷裂隙存在時(shí)間縮短，裂隙不能充分發(fā)育，裂隙帶高度降低，瓦斯運(yùn)移通道發(fā)育程度降低。

2.2 卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)判別條件

工作面推進(jìn)過程中，上覆巖層可劃分3 個(gè)區(qū)域：應(yīng)力集中區(qū)、卸壓區(qū)、原巖應(yīng)力區(qū)。根據(jù)不同應(yīng)力區(qū)煤與瓦斯關(guān)系，將煤層開采擾動(dòng)作用下的垂直應(yīng)力分布狀態(tài)作為劃分瓦斯治理區(qū)域的依據(jù)[20]，設(shè)卸壓區(qū)應(yīng)力集中系數(shù)為0.85。

隨著工作面開采，巖層沿一定角度發(fā)生破斷，破斷巖層以“砌體梁”式結(jié)構(gòu)向上傳遞并擴(kuò)展至整個(gè)采場(chǎng)空間，覆巖四周斷裂巖塊相互鉸接，呈現(xiàn)“O”形環(huán)狀結(jié)構(gòu)。此環(huán)狀結(jié)構(gòu)為瓦斯提供了環(huán)形流動(dòng)裂隙通道和積聚空間場(chǎng)所，形成了瓦斯匯流的環(huán)形區(qū)域。通過計(jì)算裂隙區(qū)上下以及內(nèi)外界面可以確定裂隙區(qū)位置。

煤層上覆巖層隨著開采會(huì)形成各種鉸接結(jié)構(gòu)，當(dāng)巖層破壞形成砌體梁結(jié)構(gòu)時(shí)，覆巖進(jìn)入裂隙帶，則裂隙區(qū)底部距煤層頂板距離HD[21]為：

式中：h為直接頂厚度，m；hr為自下而上第r層基本頂?shù)姆謱雍穸龋琺；n為巖層層數(shù)。

當(dāng)覆巖第i層滿足第i層巖層懸空距大于其初次斷裂時(shí)的極限破斷距且達(dá)到極限破斷距時(shí)的最大彎曲下沉值小于其下方自由空間高度時(shí)，裂隙區(qū)上邊界距煤層頂板距離HU為：

式中：hi為第i層巖層的厚度，m。

裂隙區(qū)外邊界距鄰近側(cè)煤層距離SN為[22]：

式中：Hi為第i層巖層與煤層的法向距離，m；β為亞關(guān)鍵層破斷角。

亞關(guān)鍵層破斷角可由式（4）進(jìn)行計(jì)算[23]：

式中： φ為巖層內(nèi)摩擦角；L為巖層極限跨距，m；hp為破壞巖層巖梁高度，m。

當(dāng)覆巖破斷至第i層巖層時(shí)，裂隙區(qū)內(nèi)邊界距鄰近側(cè)煤層距離ST為：

式中：La為裂隙區(qū)寬度，m；RT為巖層極限抗拉強(qiáng)度，MPa；q為巖層所受載荷，MPa；M為煤層采高，m；kr為基本頂及其上附加巖層的碎脹系數(shù)，一般取 1.15～1.33；kz為直接頂巖層的碎脹系數(shù)，一般取 1.33～1.5。

根據(jù)工作面上覆巖層的巖性和工程參數(shù)計(jì)算裂隙區(qū)位置，裂隙區(qū)示意圖如圖7。

圖7 裂隙區(qū)示意圖Fig.7 Schematic diagram of fissure zone

基于覆巖卸壓區(qū)和裂隙區(qū)計(jì)算結(jié)果，結(jié)合覆巖損傷度[24-25]判定卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)。覆巖損傷度定義為開采煤層范圍垂直上方空間內(nèi)塑性破壞單元體積總和與觀測(cè)空間體積之比。覆巖損傷度越大，覆巖破壞越嚴(yán)重，裂隙發(fā)育越充分。由式（7）計(jì)算：

式中：D為損傷度；Vi為1 個(gè)塑性單元的體積；VG為所觀測(cè)空間的體積。

2.3 不同推速條件下瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)分布特征

覆巖卸壓區(qū)范圍如圖8。

中藥香囊中中藥揮發(fā)的氣味，通過口鼻黏膜、肌膚毛竅、經(jīng)絡(luò)穴位，經(jīng)氣血經(jīng)脈的循行而遍布全身，起到調(diào)節(jié)氣機(jī)、疏通經(jīng)絡(luò)的作用，使氣血流暢、臟腑安和，從而增強(qiáng)機(jī)體抗病能力，起到防病保健作用。不同藥物組成發(fā)揮的作用各異，以芳香辟穢、祛邪解毒藥物為主的可預(yù)防感冒，以開竅寧神、安神定志為主的則防治失眠，以芳香醒脾、助運(yùn)開胃為主的可以防治厭食等。

圖8 卸壓區(qū)范圍Fig.8 Range of pressure relief zone

由圖8 可知，覆巖卸壓范圍隨著推速增加由對(duì)稱逐漸轉(zhuǎn)變?yōu)樽蟾哂业偷膾佄锞€形，高度降低且左右跨度減小，推速大于8 m/d 變化最為明顯。

以所判定卸壓區(qū)為基礎(chǔ)，計(jì)算覆巖裂隙區(qū)位置。①推進(jìn)速度4 m/d 時(shí)，下邊界為10.26 m，上邊界為61 m，內(nèi)邊界為（18.12+0.32Hi），外邊界為0.32Hi；②推進(jìn)速度8 m/d 時(shí)，下邊界為10.26 m，上邊界為59 m，內(nèi)邊界為（18.12+0.35Hi），外邊界為0.35Hi；③推進(jìn)速度12 m/d 時(shí)，下邊界為10.26 m，上 邊 界 為56 m，內(nèi) 邊 界 為（18.12+0.42Hi），外邊界為0.42Hi；④推進(jìn)速度16 m/d 時(shí)，下邊界為10.26 m，上邊界為54 m，內(nèi)邊界為（18.12+0.43Hi），外邊界為0.43Hi。推進(jìn)速度增加，裂隙區(qū)內(nèi)外邊界距鄰近側(cè)煤柱更遠(yuǎn)，下邊界均為煤層以上10.26 m，上邊界由煤層以上61 m 降低至54 m，降幅為11.47%。各推進(jìn)速度條件下裂隙區(qū)寬度均為18.12 m，可知推進(jìn)速度增加僅會(huì)使兩側(cè)裂隙區(qū)位置向采空區(qū)中部集中。

對(duì)各數(shù)值模擬結(jié)果覆巖損傷度進(jìn)行統(tǒng)計(jì)分析，分析時(shí)觀測(cè)空間為10 m×300 m×10 m，共統(tǒng)計(jì)450 塊區(qū)域，對(duì)各區(qū)域損傷度計(jì)算后聯(lián)立覆巖卸壓區(qū)范圍和裂隙區(qū)位置對(duì)卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)進(jìn)行綜合判定，瓦斯抽采重點(diǎn)區(qū)域如圖9。

圖9 瓦斯抽采重點(diǎn)區(qū)域Fig.9 Key areas for gas extraction

裂隙區(qū)與卸壓區(qū)重合處為卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)即重點(diǎn)抽采區(qū)域。該區(qū)域高度隨推進(jìn)速度（v）增加而降低，其最大高度Wmax滿足Wmax=63-0.525v；距鄰近側(cè)煤柱更遠(yuǎn)，最小距離Qmin滿足Qmin=2.308 77v0.24073。v≤ 8 m/d 煤層以上10～35 m 損傷度較大，該區(qū)段損傷度為55%～65%；v>8 m/d 煤層以上10～32 m 損傷度較大，該區(qū)段損傷度為40%～50%。抽采鉆孔應(yīng)處于重點(diǎn)抽采區(qū)域并結(jié)合損傷度大小優(yōu)化布孔間距保證抽采效果。

3 工程應(yīng)用

3.1 高位抽采鉆孔布置

試驗(yàn)工作面位于陜西省延安市黃陵縣，該工作面里段（切眼至2 000 m 處）由于煤層原始瓦斯含量較高，工作面實(shí)際推進(jìn)速度為8 m/d 從而減少絕對(duì)瓦斯涌出量；工作面外段（停采線至2 000 m 處）原始瓦斯含量較低，因此實(shí)際最大推進(jìn)速度為12 m/d。結(jié)合研究結(jié)果，對(duì)工作面抽采鉆孔進(jìn)行優(yōu)化設(shè)計(jì)，所設(shè)計(jì)抽采鉆孔終孔位置處于判定重點(diǎn)抽采區(qū)域附近位置，并在損傷度較大區(qū)段減小鉆孔布孔間距。以低推速區(qū)域鉆孔位置為基礎(chǔ)，將高推速區(qū)域抽采鉆孔垂直距離降低3 m，水平距離增加1 m，根據(jù)試驗(yàn)工作面生產(chǎn)條件，共設(shè)計(jì)7 個(gè)鉆孔，抽采鉆孔布置示意圖如圖10。

圖10 鉆孔布置示意圖Fig.10 Schematic diagram of drilling arrangement

煤層頂板以上10～35 m 處覆巖損傷度較大，該區(qū)域瓦斯運(yùn)移通道相比其他區(qū)域較豐富，因此煤層以上10～35 m 減小鉆孔布孔間距。鉆孔布置參數(shù)具體為：

1）1#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度142 m，平距50 m，距煤層頂板垂距53 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度144 m，平距51 m，距煤層頂板垂距50 m。

3）3#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度138 m，平距45 m，距煤層頂板垂距35 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度140 m，平距46 m，距煤層頂板垂距32 m。

4）4#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度136 m，平距20 m，距煤層頂板垂距30 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度138 m，平距21 m，距煤層頂板垂距27 m。

5）5#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度135 m，平距15 m，距煤層頂板垂距25 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度137 m，平距16 m，距煤層頂板垂距22 m。

6）6#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度134 m，平距10 m，距煤層頂板垂距20 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度136 m，平距11 m，距煤層頂板垂距17 m。

7）7#鉆孔。①推進(jìn)速度8 m/d：鉆孔長(zhǎng)度133 m，平距5 m，距煤層頂板垂距15 m；②推進(jìn)速度12 m/d：鉆孔長(zhǎng)度135 m，平距6 m，距煤層頂板垂距12 m。

3.2 抽采效果

對(duì)試驗(yàn)工作面典型層位鉆孔進(jìn)行瓦斯體積分?jǐn)?shù)監(jiān)測(cè)，即2#高層位鉆孔、3#中層位鉆孔，6#低層位鉆孔。低推進(jìn)速度區(qū)域抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)如圖11，高推進(jìn)速度區(qū)域抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)如圖12。

圖11 低推進(jìn)速度區(qū)域抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)Fig.11 Volume fraction of gas extracted from drill holes in low advancing speed areas

圖12 高推進(jìn)速度區(qū)域抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)Fig.12 Volume fraction of gas extracted from drill holes in high advancing speed areas

由圖11 可知，低推進(jìn)速度區(qū)域抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)隨著層位的增大顯著提高，最大可達(dá)38%。抽采鉆孔層位超過35 m 后瓦斯體積分?jǐn)?shù)略有降低，最大約27%，與判定結(jié)果符合。

由圖12 可知，高推進(jìn)速度區(qū)域各抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)均有所降低。

研究可知：降低鉆孔垂直層位和增加鉆孔平距雖能有效抽采瓦斯，但高推進(jìn)速度下覆巖損傷較小，裂隙發(fā)育不充分，瓦斯運(yùn)移通道減少，相同層位抽采鉆孔在高推進(jìn)速度階段抽采效果略微減弱。

對(duì)試驗(yàn)工作面絕對(duì)瓦斯涌出量監(jiān)測(cè)以及常規(guī)高位鉆孔整體抽采效果監(jiān)測(cè)情況進(jìn)行統(tǒng)計(jì)，常規(guī)高位鉆孔抽采量占該工作面絕對(duì)瓦斯涌出量比例如圖13，工作面回采期間回風(fēng)巷、上隅角瓦斯體積分?jǐn)?shù)變化情況如圖14。

圖14 工作面瓦斯體積分?jǐn)?shù)變化情況Fig.14 Change of gas volume fraction at the working face

由圖13 可知：常規(guī)高位鉆孔抽采純量處于8～18 m3/min，最高約45%，抽采純量最高約17.39 m3/min，抽采效果良好。

圖14 中紅線為《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定的各區(qū)域瓦斯體積分?jǐn)?shù)上限（1%）。由圖14 可知：回采期間工作面、回風(fēng)巷、上隅角瓦斯體積分?jǐn)?shù)為0.18%～0.46%、0.2%～0.46%、0.25%～0.84%，均小于1%，從瓦斯治理的角度保障了工作面的安全高效生產(chǎn)。

4 結(jié) 語(yǔ)

1）煤層開采后覆巖應(yīng)力分布大致呈對(duì)稱的類梯形，推速加快，應(yīng)力分布轉(zhuǎn)變?yōu)樽蟾哂业蛼伨€形，采空區(qū)中部應(yīng)力集中系數(shù)增大，覆巖位移量及塑性破壞高度降低。

2）不同推速下采動(dòng)覆巖區(qū)別較大，結(jié)合卸壓區(qū)、裂隙區(qū)及覆巖損傷度確定了卸壓瓦斯運(yùn)儲(chǔ)區(qū)域。該區(qū)域高度隨推速增加而降低，距鄰近側(cè)煤柱更遠(yuǎn)，位置向中部集中。推進(jìn)速度增加，損傷較大區(qū)域由煤層以上10～35 m 降低至10～32 m，損傷度由55%～65% 降低至40%～50%。抽采鉆孔在此區(qū)段應(yīng)增大鉆孔密度以保證抽采效果。

3）通過優(yōu)化試驗(yàn)工作面抽采鉆孔布置，降低高推速區(qū)域鉆孔高度及增大平距后，抽采鉆孔瓦斯體積分?jǐn)?shù)最大均為30% 以上，抽采效果良好；回采期間工作面、回風(fēng)巷、上隅角瓦斯體積分?jǐn)?shù)為0.18%～0.46%、0.2%～0.46%、0.25%～0.84%，從瓦斯治理角度保障了工作面安全生產(chǎn)。