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综放沿空留巷瓦斯抽采设计

2017-05-18

山西化工 2017年2期
关键词:空留巷裂隙负压

马 勇

(西山煤电马兰矿,山西 古交 030200)

综放沿空留巷瓦斯抽采设计

马 勇

(西山煤电马兰矿,山西 古交 030200)

N2105工作面采用Y型通风方式,沿空留巷作为工作面唯一的回风通道,通过经验公式的计算得出覆岩三带的理论高度值,测定分析沿空留巷瓦斯涌出及分布规律,基于此进行瓦斯抽放系统设计,解决了采场瓦斯的高浓度问题,工作面作业环境改善明显。

沿空留巷;覆岩三带;瓦斯抽放

引 言

潞安矿区大采高、高瓦斯工作面众多,治理瓶颈明显,开采规模扩大的同时开采速度的不断增加以及工作面数量的庞大,为瓦斯的防治工作提出了极大挑战。研究覆岩裂隙发育规律,分析瓦斯涌出分布规律,提高抽放效率,是解决瓦斯问题的有效途径[1]。

1 工程地质情况

余吾煤矿N2105为高瓦斯大采高综采工作面,

工作面胶带顺槽、进风顺槽、回风顺槽长度分别为2 471 m、2 170 m和2 356.5 m。煤层厚度相对稳定高度为5 m~7 m,其平均厚度为6.31 m,煤层倾角由南向北2°~3°,平均倾角为2°,煤层容重值达到1.39 t/m3。N2105综放面煤层顶板的情况相对较为简单,其矿山压力作用可控且易控,该煤层无自然的发火倾向。故而,将双U型通风方式改为Y型通风方式,具体为“三进一回”,将主要进风巷设置为进风顺槽以及胶带顺槽,设置回风顺槽作为副进风巷。其通风系统如图1所示。

图1 N2105综放面通风系统图

2 N2105工作面采动裂隙发育规律分析

根据经典矿压理论,工作面回采过后,会形成垮落带、裂隙带和弯曲下沉带,即我们平常所说的竖三带[2]。采空区的主要瓦斯运移通道为裂隙区域的裂隙发育带,也是瓦斯积聚的主要场所。故而,对上覆岩层裂隙发育情况的判定和对瓦斯运移规律的研究同样重要。

2.1 理论计算

1) 冒落带的理论高度,见式(1):

(1)

式中:h为采煤高度;k为冒落区碎胀系数;a为煤层的平均倾斜角度。

2) 裂隙带的理论高度,见式(2):

(2)

式中:a、b、c均表示为待定常数值,并根据煤矿具体情况确定。见表1。

表1 a、b、c的取值

3) 弯曲下沉带是裂隙带上边界到地表的岩层,由于其下沉变化量非常小,所以本次研究暂不考虑弯曲下沉带。

基于余吾煤矿N2105综放面的相关数据和参数,通过式(1)和式(2)计算可得出,该条件下的冒落带理论高度范围是10.95 m~15.96 m,裂隙带理论高度为40.47 m~51.67 m。

2.2 现场测定

钻孔返水计量法是为获取导水裂缝带以及冒落带高度的基本方法,其主要的优势有:操作简单、实用可靠、实测数据较能反映实际导水情况等。其最大的特点有:使用方便,在不同埋深和地质条件的矿井都可采用,尤其适用于比较复杂的现场环境,结合曲线拟合,确定得出采空区的冒落带与裂隙带高度及相应关系。但是在该矿现场不具备相应的施工条件,如,在该层位较高会出现抽放流量小、抽放困难等问题。因而,在连续测量高位的裂隙钻孔瓦斯及其浓度过程中,计算分析得到抽放纯量,应用该参量即可得到裂隙带高度和冒落带高度[3]。

瓦斯运移的主要通道即为岩层裂隙区域,所以,抽采负压区域是由裂隙带抽采形成的。瓦斯沿裂隙运移到钻孔相应区域,其主要以渗流的形式产生。在工作面前方布置3个钻场,巷道裂隙带、钻场的抽采示意图如图2所示。

图2 裂隙带抽采示意图

分别对3个钻场钻孔瓦斯流量进行分析可知,1、2、3号钻场裂隙带进入区域约为距工作面70.0 m、70.3 m、62.0 m处,冒落带的区域范围约离工作面28.0 m、23.2 m、24.7 m处,计算分析得到相应的裂隙带高度以及冒落带高度,如表2所示。

表2 1号~3号钻场冒落、裂隙带高度

通过经验公式得出,该矿1205工作面达到10.95 m~15.96 m的冒落带理论高度,达到40.47 m~51.67 m的裂隙带理论高度。而根据N2105回风顺槽1、2、3号钻场高位裂隙钻孔的瓦斯浓度和流量测定出冒落带、裂隙带高度,其中,冒落带平均高度值为15.96 m,裂隙带平均高度值为44.03 m。两者都处于计算得到的冒落带、裂隙带高度的合理范围内。根据现场实测,验证了冒落带、裂隙带高度的可靠性。

3 沿空留巷瓦斯涌出及分布规律测定分析

将N2105面的沿空留巷通过单元测定法划分为8个单元,并详细测量计算每个单元的风量,即可得出整个沿空留巷的漏风和瓦斯浓度情况。单元测定法是将沿空留巷走向布置8个测站,每个测站均分别布置5个测点。N2105综放面的沿空留巷的放顶前后各个测站及测点的瓦斯浓度分布如第119页图3所示。

分析图3中的瓦斯浓度变化可以看出,由于沿空留巷是N2105综放面的唯一回风巷道,胶带顺槽冲刷工作面携带的瓦斯和回风顺槽冲刷上隅角的瓦斯都汇入到沿空留巷中,其瓦斯浓度在沿空留巷迅速升高;通过分析瓦斯分布和现场观察发现,沿空留巷墙壁存在明显的裂隙,采空区的瓦斯通过这些裂隙涌入沿空留巷中,由于沿空留巷前端注入高水材料区域存在支护,在靠近工作面的区域通风阻力较大,容易引起通风不畅,进而产生瓦斯积聚和瓦斯超限,所以,需要密切观测沿空留巷的瓦斯分布情况,在条件允许的情况下,及时清理沿空留巷注入高水材料溢流的大量积水,同时保证沿空留巷有足够的有效通风断面[4-5]。

图3 沿空留巷走向各测点瓦斯浓度分布

4 瓦斯抽放系统设计

余吾煤矿3#煤层的坚固性系数f值可达到0.44~0.53,其良好的冒放特性使得开采过程中的遗煤产量众多。该放顶煤工艺的使用导致大量的瓦斯产生集聚作用,含量也急剧上升,极大地影响了通风工作的进行,同时也威胁了煤矿的安全生产。传统的瓦斯治理方法均没有在根本上使得瓦斯浓度降低至安全许可范围之内,已无法保证矿井的安全生产,存在诸多问题,如,该矿较差的煤层透气性能使得在该区域内的瓦斯抽采流量大幅度减小,同时抽放的浓度降低速率减小;该矿区的风流复杂,压力及流量较高导致其煤尘含量相对增加,安全设施设计制造费用较高,增加了矿区的通风负担。

基于“O”型圈理论进行分析及设计,地面抽采钻井终孔距离煤层底板垂直高度取40 m,距离回风顺槽为16 m时抽采效果最好,具体钻井布置方案如图4所示。

地面钻井抽采设计时,抽采负压的影响非常明显。抽采的瓦斯浓度随抽采负压的增加而增加,直至抽采负压达到临界值。当该负压超过其临界值范围时,二者呈反比的影响,其抽采效果越来越差。根据现场实测的数据,得到抽采负压与抽采瓦斯浓度的拟合曲线,如图5所示。

图4 地面抽采钻井布置示意图

图5 地面钻井抽采负压与抽采瓦斯浓度的拟合曲线

抽采负压及其抽采瓦斯浓度拟合曲线为:c=ap2+bp+c,式中,回归系数a=-0.013,b=1.122,c=-1.188,相关系数为0.914。当地面的抽采负压钻井达到45 kPa时,抽采瓦斯浓度达到最高值25.5%。抽采负压和瓦斯抽采的浓度呈反比。当负压达到62 kPa时,抽采瓦斯浓度仅为17.3%。抽采效果最佳,即为当地面钻井抽采负压范围在45 kPa。

5 结论

该矿N1205工作面达到10.95 m~15.96 m的冒落带理论高度,达到40.47 m~51.67 m的裂隙带理论高度,地面抽采钻井终孔距离煤层底板垂直高度取40 m,距离回风顺槽为16 m时抽采效果最好,抽采效果最佳即为当地面钻井抽采负压范围在45 kPa。

[1] 王铁军,赵传龙,代华明,等.矿井瓦斯抽采技术的研究现状及前景[J].山西焦煤科技,2012(6):27-30.

[2] 谷丽朋,罗新荣.我国煤矿瓦斯抽采技术的新进展及问题[J].能源技术与管理,2011(1):105-107.

[3] 谢建林,孙晓元.高瓦斯厚煤层采动裂隙发育区瓦斯抽采技术[J].煤炭科学技术,2013(5):68-71.

[4] 姬俊燕,邬剑明,周春山,等.煤层群覆岩采动裂隙演化规律及瓦斯抽采技术[J].煤炭科学技术,2013(S2):189-191.

[5] 沈广辉,樊艳虹,樊斌,等.采空区瓦斯分布规律及瓦斯抽采方法的研究[J].工矿自动化,2009(4):95-96.

The gas extraction for gefctc design

MA Yong

(Xishan Coal and Electricity Malan Mine, Gujiao Shanxi 030200, China)

N2105 face using Y type ventilation way, along the empty left lane as the only passageway, solve the strata by empirical formula of calculation theory of three zones of high value, measurement analysis for the gas emission and distribution of gas drainage system design based on the field, and solved the problems of stope gas of high concentration, working to improve the working environment is obvious.

Along the empty left lane; Strata zones mingle; Gas drainage

2017-03-20

马 勇,男,1985年出生,2010年毕业于阳泉职业技术学院。

10.16525/j.cnki.cn14-1109/tq.2017.02.39

TD712+.6

A

1004-7050(2017)02-0117-03

煤矿工程

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