近距离煤层群首采保护层工作面瓦斯综合治理技术研究

2014-12-16杨家忠

安徽建筑大学学报 2014年3期

关键词：顺层空留巷保护层

杨家忠

（煤矿瓦斯治理国家工程研究中心邯郸分中心，安徽淮南 232001）

1 矿井概况

赤峪煤矿位于山西省文水县境内，矿井设计能力300万吨／年。井田位于太原西山煤田的西南部，煤田西缘断裂带与东缘断裂带（清交大断裂带）的收敛部位。

矿井中央采区水平标高＋140，地面标高＋828～＋1016m，为立井集中下山开拓方式，通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。

在矿井工程建设过程中，多处穿层钻孔实测煤层瓦斯压力高达2～5MPa，打钻地点频繁出现顶钻、卡钻、喷孔等动力现象，煤层均为煤与瓦斯突出煤层。

2 首采保护层的选择

开采保护层是最有效、最经济的区域性防突措施。保护层开采后，被保护区域地应力减小，煤岩弹性能得到缓慢释放，煤层透气性大幅增加，煤层赋存瓦斯得到充分解析，煤的机械强度成倍提高，是区域消突和防止煤与瓦斯突出最有效措施［1］。

赤峪矿井田范围内可采及局部可采煤层6层，主要有1号、2号、3号、4号煤层，煤层间距分别为6．99m、7．73m、16．73m。其中，2号、3号、4号煤层为主采煤层，平均煤厚分别为1．88m、1．68m、2．76m，均属于自燃－易自燃发火煤层，实测瓦斯压力分别为 3．1MPa、4．2MPa、5．0MPa。

根据煤层赋存条件和保护范围，可供选择的保护层主要有:山西组的1＃、2＃和太原组的6＃煤层。6＃煤层由于与下覆在煤系地层底部、含水量丰富的特厚奥陶系石灰岩距离较近，井田大部分区域的突水系数大于1，不作为保护层考虑；1＃煤层平均厚度0．37m，煤层较薄，赋存不稳定，也不作为保护层。因此，2＃煤层虽然瓦斯含量和压力相对较大，但其为稳定可采的中厚煤层，可选择2＃煤层为首采保护层，中央区上部C0202为首采工作面。

3工作面瓦斯综合治理设计C0202工作面2＃煤层原始瓦斯含量X0＝12m3／t，其上覆1＃、1＃上煤层原始瓦斯含量均为9．0m3／t，下伏2＃下、3＃、4＃煤层原始瓦斯含量依次增加，分别为12．0m3／t、13．0m3／t、14．0m3／t。基于分源法预测，C0202工作面回采期间相对瓦斯涌出量为34．85m3／t，其中本煤层瓦斯涌出量13．63m3／t，占39%，上邻近层相对瓦斯涌出量为2．69m3／t，下邻近层相对瓦斯涌出量为18．53m3／t；日产量为1000～2000t／d时，绝对瓦斯涌出量为24．22m3／min～48．40m3／min。

经过现场考察，结合矿井采掘开拓现状，提出C0202采面采取沿空留巷Y型通风［2～3］配合本煤层顺层钻孔、两巷底板下向穿层卸压钻孔、顶抽巷高位钻孔、采空区埋管的“五措并举”瓦斯综合治理技术方案。

3．1 沿空留巷“Y”型通风

两进一回“Y”型通风是预防和治理工作面瓦斯超限及上隅角瓦斯积聚最有效的通风方式。按照风排瓦斯量不低于5m3／min的要求，工作面实际配风量为2000m3／min，上顺槽（回风顺槽）700m3／min，下顺槽（运输顺槽）1300m3／min。

沿空留巷为上顺槽留巷，采用破底半原位法。煤层开采后，首先破除台阶底板宽度为300mm的工作面内煤层底板，破底后实际巷道总宽度为4．8m。充填体全部布置在巷道内部，宽度为1800mm，高为2600mm，留巷断面宽度为3000mm。采空区采用木支柱支护，木支柱间距为400mm，木支柱Ø≥160mm。加强支护采用巷内点柱配合锚杆、斜拉锚索等，并适时进行人工切顶，C0202工作面上顺槽沿空留巷，见图1所示。

图1 破底半原位沿空留示意图

充填体形状为长方体，形状较规则，充填包制作和框架架设以及充填工作相对较简单。巷道断面小，维护较简单，抵抗变形能力较强。

若巷道变形不能满足通风的需要，可适当加大卧底深度至500～1000mm，确保留巷巷道的有效通风断面满足要求（断面≥8m2）。考虑到沿空留巷巷道支护及维修难度，若卧底后仍不能满足要求，可采用施工顶抽巷与工作面回风顺槽的联巷作为备用措施，初期按每隔100m布置一条联络巷，在工作面回采过程中，根据留巷的效果，适当调整联巷的间距。若留巷效果能满足工作面通风要求，可不需掘进联络巷；若留巷效果较差，不能满足要求，则将里侧封闭，利用联巷进行通风，确保“Y”型通风的连续性和稳定性。

3．2 本煤层顺层钻孔

顺层钻孔作为工作面煤层治理瓦斯的重要措施［4］，对于防治采煤工作面突出、降低回采过程中的瓦斯涌出量、大幅度减少回采中的局部防突工作量以及加快回采速度是非常必要的。在工作面运输顺槽和回风顺槽间隔3m沿煤层倾向施工一个顺层钻孔，预抽本煤层瓦斯。钻孔直径113mm，深80m，两巷钻孔钻孔重叠长度为10m，详见图2。

图2 本煤层顺层预抽钻孔成果图

3．3 两巷底板下向穿层钻孔

由于3＃、4＃瓦斯压力大，考虑到2＃煤距2＃下煤约2m，距3＃煤5～8m左右，3＃煤下距4＃煤7m左右，为防止工作面回采后底板大面积裸露，造成2＃下、3＃、4＃煤层卸压瓦斯涌入采空区，在工作面上、下顺槽内自切眼往外至停采线外20m，每间隔9m布置一组钻孔，可用于提前预抽2＃下、3＃、4＃煤层瓦斯及抽采卸压后瓦斯。钻孔布置见图3。

图3 两巷底板穿层钻孔布置示意图

3．4 采空区埋管抽采

在工作面采空区沿空留巷段，埋设管路抽采采空区瓦斯。初次埋管断面与联接抽采管路匹配（同断面），抽放管长度为3m、初采期间埋管走向间距为7．5m，正常回采期间可视瓦斯抽放情况适当调整埋管间距至15～30m。考虑到充填体受载后的横向膨胀，埋设管长度设计为3m，直径Ø＝250mm。在指定埋管位置，充填墙模上预留Ø＝260mm孔眼，方便埋管。埋管与回风顺槽内450mm低负压抽采管连接，通过调整采空区埋管蝶阀角度控制低负压抽采量，控制工作面上隅角瓦斯浓度在0．8%以下。

3．5 顶抽巷高位穿层钻孔

顶板高位钻孔布置在采空区卸压“O”型圈内［5－6］，可抽采高浓卸压瓦斯。自切眼往里50m起，布置第一组高位钻孔，每组钻孔5个，与顶抽巷轴向夹角最大45°，最小15°，控制在回风顺槽以下30m范围内，钻孔高低交错布置，钻孔直径为Φ113mm，终孔平面投影间距为6m（钻孔终孔点位置高度应根据顶板冒落裂隙情况进行确定），往后至停采线止每15m布置一组。相邻两组钻孔投影相交为13m，钻孔施工完后进行插管、封孔。高位钻孔超前工作面不小于90m。钻孔布置如图4所示。

图4 顶抽巷高位钻孔布置示意图

3．6 抽放管道“气水分离，集中防水”技术

采用“气水分离、集中放水”管路连接模式进行抽采管理，通过该连接模式实现抽采钻孔气、水分离，抽采瓦斯向上汇入抽采系统，钻孔内水往下流入集水管、放水器，实现自动统一放水，从而充分提高抽采效果。管路连接模式见图5。

图5 “气水分离、集中放水”管路连接模式示意图

4 瓦斯综合治理实际效果分析

4．1 工作面瓦斯抽采情况

图6为各项瓦斯治理措施抽采瓦斯纯量和总抽采率随时间变化图。从图7可以看出:采空区埋管抽采瓦斯纯量最大，为5．7～20．8m3／min，这说明Y型通风留巷采空侧为瓦斯富集区；顶抽巷高位钻孔与风排瓦斯纯量变化很小，分别为4．1～12．9m3／min、4．3～9．25m3／min，由此推知，在工作面开采过程中，“O”型圈内瓦斯富集比较稳定；运输顺槽和轨道顺槽顺层钻孔抽采本煤层瓦斯效果不好，抽采纯量仅为1．0～4．1m3／min。

图6 各项瓦斯治理措施抽采瓦斯纯量和总抽采率随时间变化图

该工作面瓦斯绝对涌出量为21．3～45．2m3／min，绝大部分来自邻近2＃下、3＃、4＃煤层卸压瓦斯，抽采瓦斯纯量总量为16．5～36．4m3／min。工作面抽采率达到67～80%，远高于AQ1026－2006中所规定的工作面瓦斯涌出量20m3／min≤Q＜40m3／min，工作面瓦斯抽采率≥40%。

图7 各项抽采措施瓦斯浓度随时间变化图

如图7所示，顶板高位钻孔瓦斯抽采浓度最高，在16．7～37．4%之间变化，其原因是首采保护层C0202工作面开采后，受采动应力的影响，在留巷采空侧顶板斜上方会出现竖向裂隙发育区，随工作面的不断推进，位于采空侧空隙分布呈“O”型，加之瓦斯密度较下，气体上浮，大量瓦斯易富集于此。顶板巷高位钻孔恰好位于此处，因此其抽采浓度较高。

另外，由于工作面采用沿空留巷“Y”型通风技术，采空区的漏风主要流向留巷段，如果留巷密实性好，由漏风从采空区内部带出大量瓦斯会汇集于留巷采空区侧，这必将利于实现瓦斯抽采，故采空区埋管抽采瓦斯浓度在2．85～9．77%之间。运输顺槽和轨道顺槽顺层钻孔为提前预抽，原始煤层透气较低，两巷顺层钻孔抽采浓度较低，在1．78～6．5%之间。

4．2 工作面产量及回风流瓦斯浓度变化情况

图8为工作面瓦斯涌出量与日产量关系。可以看出:工作面现已连续安全推进202m，工作面日产量为平均日产量932t，绝对瓦斯涌出量平均为30．81m3／min。

图8 工作面瓦斯涌出量与日产量关系

由图9可知:回风流瓦斯平均浓度T1在0．16～0．56%，T2在0．23～0．51%。回采期间T1探头在2月10日和2月28日瓦斯浓度分别为0．92%和0．89%，高于设定的报警浓度0．8%。分析可得，两次超限均发生在产量突然增大之后，且增幅较大，由正常900t／d突然增加到1500t／d（图8）。