九裏山礦14區放頂煤開采瓦斯湧出規律分析
關 鍵 詞:放頂煤;瓦斯湧出量;突出;預測
中圖分類號:TD712.5 文獻標識碼:A 文章編號:10077332(1999)05032204
Analysis of gas emission law by sublevel caving minging atNo.14 zone in Jiulishan coal mine
HUANG Qiu1,Wu Tiejun1,XU Zhougyou1,FENG Yongjun2
(aozuo Coal Mine Bureau,of Henan prov.Jiaozuo 454000,China;2.Jiaozuo Coal Industrial school,of Henan prov.,Jiaozuo 454000,China)
Abstract:The gas emission law in each production process during the mining period at the sublevel caving face by driving along the roadway floor have been studied.With the caving mining method(comparing with the caving slicing method),the relative gas emission rate has decreased,and the increasing rate of the absolute gas emission is less than that of the output,but the gas emission rate is maximum in each production process during the drawing.When driving along the roof,the average gas emission rate is 1.25 times than that of driving along the floor.Namely,the outburst will not increase when driving along the floor.
Key words:sublevel caving coal;gas emission rate;outburst;prediction
1 工作麵概況
九裏山礦1402工作麵為14采區首采麵,北以衝積層防水煤柱為界,南以-80m標高為界,東以14軌道上山為界,西以井田邊界防水煤柱線為界,與演馬莊礦相鄰.
煤層上覆岩層偽頂為泥岩,厚0.35~2.0m,直接頂為粉砂岩,厚2.73m,老頂為砂岩,直接底為粉砂岩.工作麵煤層賦存比較穩定,結構簡單,煤層傾角為12~14°,煤層厚度為4.8~8.13m,平均5.77m,煤層上部是軟分層,厚0.3~1.0m,中部為硬煤,有夾矸,底部軟分層厚0.3m左右.工作麵位於礦井始突標高以上(始突標高-80m),瓦斯含量為9.8m3/t,采用下行通風.1998年1月至4月頂分層回采期間,絕對瓦斯湧出量為1.68m3/min,采掘期間無瓦斯動力現象.後由裏向外分段進行放頂煤巷道改造,巷道和開切眼均沿底布置,兩巷分別上錯18m和35m,改造的放頂煤麵走向長90m,傾斜長100m,距上風道30m,僅回采底分層,下段70m進行放頂煤開采,采高1.7m,放煤高度3.1~6.43m,循環進度為1.0m,用全部垮落法管理頂板.回采工藝流程為:炮采底分層→鋪頂網→放頂→注水、預裂爆破→放煤→推槽.
2 掘進巷道期間突出預測及瓦斯湧出對比03manbetx
1402頂分層工作麵下風道最低標高-79.92m,位於始突標高以上,下風道和下改造巷掘進期間,采用R值指標法[1]預測突出危險性,R臨界值定為6.
2.1 突出預測指標對比
頂分層工作麵下風道掘進期間,共預測32次,R值最大0.7,平均0.6,預測值無一次超指標;沿底掘進同標高的下改造巷期間,共預測了16次,R值最大0.7,平均0.6,預測值無一次超指標,可見,沿頂掘進和沿底掘進突出預測指標相同,沿底掘進不增加突出危險性.
2.2 瓦斯湧出對比
下改造巷掘進期間絕對瓦斯湧出量平均值為0.71m3/min,最大值為0.92m3/min;與之對應的頂層麵下風道掘進期間絕對瓦斯湧出量平均值為0.89m3/min,最大值為1.404m3/min.沿頂掘巷的平均瓦斯湧出量是沿底掘巷的1.25倍,最大值為1.53倍.
二1煤層的賦存特征是煤層頂板以下有0.5~1.0m的軟分層,煤層底板以上有0.2~0.3m的酥煤,其餘煤質均為硬煤,在軟分層內瓦斯放散速度更快[2],沿頂掘巷斷麵內軟分層占1/3以上,而沿底掘巷斷麵內軟分層僅占1/10左右;同時,沿頂掘巷煤層暴露麵大,瓦斯又容易向上方放散,因此,絕對瓦斯湧出量頂分層掘進工作麵大於沿底掘進工作麵.
3 放頂煤開采各工序瓦斯湧出特征
炮采放頂煤開采有采煤、預裂、放煤、移槽等工序,為掌握工作麵瓦斯湧出隨開采工序的變化情況,試驗期間在工作麵不同地點設觀測點如圖1所示,測點3距工作麵上安全口下30m,該測點以上隻采煤不放頂煤,以下為放頂煤開采.按不同作業工序測定各測點的瓦斯濃度、風量、風流溫度等參數,計算03manbetx
采場瓦斯湧出來源,確定在各作業工序期間工作麵的瓦斯湧出特征.
圖1 測點布置示意圖
Fig.1 The distribution of the surveying base
1—上安全口外15m;2—上隅角;
3—上安全口下30m;4,5—放煤口兩側;
6—下隅角;7—下安全口外15m.
3.1 采煤期間瓦斯湧出量
在采煤作業期間,經測定03manbetx
,從測點1到測點3,工作麵上30m不放頂煤段的平均絕對瓦斯湧出量為0.57m3/min,從測點3到測點7,工作麵下70m放頂煤段的平均絕對瓦斯湧出量為0.76m3/min.
放頂煤工作麵長度是不放頂煤段的2.33倍,其絕對瓦斯湧出量隻有1.33倍,主要是因為放頂煤采煤作業時采空區除了少量丟煤外,大部分是冒落矸石,而不放頂煤段采空區內為冒落頂煤,因此采空區瓦斯湧出使工作麵絕對瓦斯湧出量增大.
3.2 預裂期間瓦斯湧出量
在預裂爆破作業過程中,從測點1到測點3,不放頂煤段絕對瓦斯湧出量為0.54m3/min,從測點3到測點7放頂煤段絕對瓦斯湧出量為0.74m3/min.
3.3 放煤期間瓦斯湧出量
工作麵放煤作業期間,測點1到測點3不放頂煤段的絕對瓦斯湧出量為0.45m3/min,測點3到測點7放頂煤段的絕對瓦斯湧出量為1.30m3/min.同時也測定了27次放煤口兩側的瓦斯濃度,每個放煤口放煤時的平均絕對瓦斯湧出量為0.32m3/min.
3.4 各工序瓦斯湧出對比分析
對比分析工作麵各生產工序瓦斯湧出量可知:
(1)上30m不放頂煤段的絕對瓦斯湧出量以采煤時最大.顯而易見,采煤時瓦斯湧出主要來源於采落煤炭、煤壁、采場上方和采空區冒落頂煤,而此後雖然有下段煤炭向上運輸時放散瓦斯,但采場上方及采空區冒落煤炭和煤壁的瓦斯湧出已明顯減小,使總的瓦斯湧出量降低.
(2)放頂煤段在放煤作業時絕對瓦斯湧出量最大,預裂和底分層采煤時基本相同.這是因為放煤作業時瓦斯來源主要是放入溜煤槽的煤炭、采空區冒落煤炭、預裂後的頂煤和煤壁釋放瓦斯,放出煤量大並且瓦斯來源多,所以瓦斯湧出量大;而預裂時的瓦斯來源為預裂的頂煤、煤壁和采空區冒落煤炭,采煤時的瓦斯來源為采出的煤炭、頂煤和采空區丟煤,這兩個工序相比,預裂時預裂的頂煤和采空區冒落的煤是主要瓦斯來源,采煤時采出的煤炭是主要瓦斯來源,此消彼漲,所以瓦斯湧出量基本相同.
(3)每個放煤口使瓦斯湧出量增加0.32m3/min,所以為防止瓦斯超限,應控製同時打開的放煤口數.
4 頂分層開采與放頂煤開采瓦斯湧出對比
放頂煤工作麵開采前,頂分層工作麵已回采220m,回采期間相對瓦斯湧出量為7.84m3/t,絕對瓦斯湧出量為1.68m3/min.
放頂煤開采期間,考慮工作麵全段平均相對瓦斯湧出量為5.30m3/t,而在采煤作業時,絕對瓦斯湧出量為1.33m3/min;預裂時,絕對瓦斯湧出量為1.28m3/min;而放煤時,絕對瓦斯湧出量為1.75m3/min,平均為1.45m3/min.與頂分層開采相比較可知:
頂分層工作麵的相對瓦斯湧出量比放頂煤工作麵大,是放頂煤開采時的1.48倍,其絕對瓦斯湧出量也比放頂煤開采時大,是放頂煤開采平均值的1.16倍.對於放頂煤開采的各個工序來說,放頂煤工作麵的采煤和預裂時的絕對瓦斯湧出量均小於頂分層工作麵,分別是頂層麵的79.2%和76.2%,而放頂煤作業時的絕對瓦斯湧出量略大於頂分層工作麵.
由於放頂煤工作麵采高較小,推進步距為每循環1m,在回采底分層時,采出煤炭少於頂分層工作麵,瓦斯湧出量就小;預裂時由於瓦斯的上浮效應,預裂後的頂煤中的瓦斯有一部分沿裂隙湧入采空區,故預裂期間瓦斯湧出量相對也較小;放頂煤時盡管冒落頂煤較厚,但煤體中的瓦斯在預裂和冒落過程中得以釋放,故放頂煤期間瓦斯湧出量也並不太大,特別是上行運輸影響了放頂煤開采的產量,使絕對瓦斯湧出量較低.因此,放頂煤工作麵推進速度小於分層開采,各個工序較均勻地釋放了瓦斯,其相對瓦斯湧出量和平均絕對瓦斯湧出量均小於頂分層開采工作麵.如果放頂煤開采產量增大,絕對瓦斯湧出量也會增高,但和分層開采相比,絕對瓦斯湧出量增加的倍數一定低於產量增加的倍數.
5 周期來壓時瓦斯湧出規律
放頂煤開采周期來壓期間瓦斯湧出變化見圖2,從圖2可見:放頂煤工作麵兩次周期來壓期間的絕對瓦斯湧出量均明顯減小,分別為0.76m3/min和1.07m3/min,周期來壓兩天後又增加至正常.出現這種現象的原因,一是周期來壓時老頂岩梁斷裂,後支點失穩,老頂直接作用於采場上方頂煤和前方煤壁,升高的集中應力使煤體裂隙閉合或減小,降低了頂煤和煤壁的透氣性;二是來壓時與支架接觸的一定厚度的頂煤被壓酥,預裂炮眼成孔率低於66%,預裂爆破鬆動頂煤效果差,減少了瓦斯湧出;另外來壓時有局部冒頂,打炮眼和采煤比較困難,造成工作麵推進速度慢等也是瓦斯湧出量減小的原因.
圖2 周期來壓前後工作麵絕對瓦斯湧出量變化曲線
Fig.2 The changing curve of the absolute gas emission
rate at the coal face before and after periodical weighting
6 結 論
(1)沿底掘進與沿頂掘進相比不會增加突出危險性,沿頂掘進的瓦斯湧出量是沿底掘進的1.25~1.53倍.
(2)放頂煤開采的各生產工序中,放煤時瓦斯湧出量最大,預裂和采煤時基本相同.
(3)頂分層開采的相對和絕對瓦斯湧出量分別是放頂煤開采時的1.48倍和1.16倍,在放頂煤開采產量大幅度增加的情況下,絕對瓦斯湧出量不會成比例增大.
(4)1402工作麵無煤與瓦斯突出危險,為在焦作礦區推廣應用放頂煤開采工藝,必須開展突出地區放頂煤開采的突出預測及防治技術研究.
作者單位:
黃 球 吳鐵軍:焦作礦務局,河南焦作 454000;
徐仲有馮擁軍:焦作煤炭工業學校,河南焦作 454000
參考文獻:
[1] 煤炭工業部.防治煤與瓦斯突出細則[M].北京:煤炭工業出版社,1985.24
[2] 俞啟香.礦井瓦斯防治[M].徐州:中國礦業大學出版社,1992.18