九里山礦14區(qū)放頂煤開采瓦斯涌出規(guī)律分析
關(guān) 鍵 詞:放頂煤;瓦斯涌出量;突出;預(yù)測
中圖分類號:TD712.5 文獻(xiàn)標(biāo)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,F(xiàn)ENG 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 工作面概況
九里山礦1402工作面為14采區(qū)首采面,北以沖積層防水煤柱為界,南以-80m標(biāo)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.
煤層上覆巖層偽頂為泥巖,厚0.35~2.0m,直接頂為粉砂巖,厚2.73m,老頂為砂巖,直接底為粉砂巖.工作面煤層賦存比較穩(wěn)定,結(jié)構(gòu)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.工作面位于礦井始突標(biāo)高以上(始突標(biāo)高-80m),瓦斯含量為9.8m3/t,采用下行通風(fēng).1998年1月至4月頂分層回采期間,絕對瓦斯涌出量為1.68m3/min,采掘期間無瓦斯動力現(xiàn)象.后由里向外分段進(jìn)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,改造的放頂煤面走向長90m,傾斜長100m,距上風(fēng)道30m,僅回采底分層,下段70m進(jìn)行放頂煤開采,采高1.7m,放煤高度3.1~6.43m,循環(huán)進(jìn)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(wǎng)→放頂→注水、預(yù)裂爆破→放煤→推槽.
2 掘進(jìn)巷道期間突出預(yù)測及瓦斯涌出對比分析
1402頂分層工作面下風(fēng)道最低標(biāo)高-79.92m,位于始突標(biāo)高以上,下風(fēng)道和下改造巷掘進(jìn)期間,采用R值指標(biāo)法[1]預(yù)測突出危險性,R臨界值定為6.
2.1 突出預(yù)測指標(biāo)對比
頂分層工作面下風(fēng)道掘進(jìn)期間,共預(yù)測32次,R值最大0.7,平均0.6,預(yù)測值無一次超指標(biāo);沿底掘進(jìn)同標(biāo)高的下改造巷期間,共預(yù)測了16次,R值最大0.7,平均0.6,預(yù)測值無一次超指標(biāo),可見,沿頂掘進(jìn)和沿底掘進(jìn)突出預(yù)測指標(biāo)相同,沿底掘進(jìn)不增加突出危險性.
2.2 瓦斯涌出對比
下改造巷掘進(jìn)期間絕對瓦斯涌出量平均值為0.71m3/min,最大值為0.92m3/min;與之對應(yīng)的頂層面下風(fēng)道掘進(jìn)期間絕對瓦斯涌出量平均值為0.89m3/min,最大值為1.404m3/min.沿頂掘巷的平均瓦斯涌出量是沿底掘巷的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,其余煤質(zhì)均為硬煤,在軟分層內(nèi)瓦斯放散速度更快[2],沿頂掘巷斷面內(nèi)軟分層占1/3以上,而沿底掘巷斷面內(nèi)軟分層僅占1/10左右;同時,沿頂掘巷煤層暴露面大,瓦斯又容易向上方放散,因此,絕對瓦斯涌出量頂分層掘進(jìn)工作面大于沿底掘進(jìn)工作面.
3 放頂煤開采各工序瓦斯涌出特征
炮采放頂煤開采有采煤、預(yù)裂、放煤、移槽等工序,為掌握工作面瓦斯涌出隨開采工序的變化情況,試驗期間在工作面不同地點設(shè)觀測點如圖1所示,測點3距工作面上安全口下30m,該測點以上只采煤不放頂煤,以下為放頂煤開采.按不同作業(yè)工序測定各測點的瓦斯?jié)舛取L(fēng)量、風(fēng)流溫度等參數(shù),計算分析采場瓦斯涌出來源,確定在各作業(yè)工序期間工作面的瓦斯涌出特征.
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(cè);
6—下隅角;7—下安全口外15m.
3.1 采煤期間瓦斯涌出量
在采煤作業(yè)期間,經(jīng)測定分析,從測點1到測點3,工作面上30m不放頂煤段的平均絕對瓦斯涌出量為0.57m3/min,從測點3到測點7,工作面下70m放頂煤段的平均絕對瓦斯涌出量為0.76m3/min.
放頂煤工作面長度是不放頂煤段的2.33倍,其絕對瓦斯涌出量只有1.33倍,主要是因為放頂煤采煤作業(yè)時采空區(qū)除了少量丟煤外,大部分是冒落矸石,而不放頂煤段采空區(qū)內(nèi)為冒落頂煤,因此采空區(qū)瓦斯涌出使工作面絕對瓦斯涌出量增大.
3.2 預(yù)裂期間瓦斯涌出量
在預(yù)裂爆破作業(yè)過程中,從測點1到測點3,不放頂煤段絕對瓦斯涌出量為0.54m3/min,從測點3到測點7放頂煤段絕對瓦斯涌出量為0.74m3/min.
3.3 放煤期間瓦斯涌出量
工作面放煤作業(yè)期間,測點1到測點3不放頂煤段的絕對瓦斯涌出量為0.45m3/min,測點3到測點7放頂煤段的絕對瓦斯涌出量為1.30m3/min.同時也測定了27次放煤口兩側(cè)的瓦斯?jié)舛?,每個放煤口放煤時的平均絕對瓦斯涌出量為0.32m3/min.
3.4 各工序瓦斯涌出對比分析
對比分析工作面各生產(chǎn)工序瓦斯涌出量可知:
(1)上30m不放頂煤段的絕對瓦斯涌出量以采煤時最大.顯而易見,采煤時瓦斯涌出主要來源于采落煤炭、煤壁、采場上方和采空區(qū)冒落頂煤,而此后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(qū)冒落煤炭和煤壁的瓦斯涌出已明顯減小,使總的瓦斯涌出量降低.
(2)放頂煤段在放煤作業(yè)時絕對瓦斯涌出量最大,預(yù)裂和底分層采煤時基本相同.這是因為放煤作業(yè)時瓦斯來源主要是放入溜煤槽的煤炭、采空區(qū)冒落煤炭、預(yù)裂后的頂煤和煤壁釋放瓦斯,放出煤量大并且瓦斯來源多,所以瓦斯涌出量大;而預(yù)裂時的瓦斯來源為預(yù)裂的頂煤、煤壁和采空區(qū)冒落煤炭,采煤時的瓦斯來源為采出的煤炭、頂煤和采空區(qū)丟煤,這兩個工序相比,預(yù)裂時預(yù)裂的頂煤和采空區(qū)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,所以瓦斯涌出量基本相同.
?。?)每個放煤口使瓦斯涌出量增加0.32m3/min,所以為防止瓦斯超限,應(yīng)控制同時打開的放煤口數(shù).
4 頂分層開采與放頂煤開采瓦斯涌出對比
放頂煤工作面開采前,頂分層工作面已回采220m,回采期間相對瓦斯涌出量為7.84m3/t,絕對瓦斯涌出量為1.68m3/min.
放頂煤開采期間,考慮工作面全段平均相對瓦斯涌出量為5.30m3/t,而在采煤作業(yè)時,絕對瓦斯涌出量為1.33m3/min;預(yù)裂時,絕對瓦斯涌出量為1.28m3/min;而放煤時,絕對瓦斯涌出量為1.75m3/min,平均為1.45m3/min.與頂分層開采相比較可知:
頂分層工作面的相對瓦斯涌出量比放頂煤工作面大,是放頂煤開采時的1.48倍,其絕對瓦斯涌出量也比放頂煤開采時大,是放頂煤開采平均值的1.16倍.對于放頂煤開采的各個工序來說,放頂煤工作面的采煤和預(yù)裂時的絕對瓦斯涌出量均小于頂分層工作面,分別是頂層面的79.2%和76.2%,而放頂煤作業(yè)時的絕對瓦斯涌出量略大于頂分層工作面.
由于放頂煤工作面采高較小,推進(jìn)步距為每循環(huán)1m,在回采底分層時,采出煤炭少于頂分層工作面,瓦斯涌出量就小;預(yù)裂時由于瓦斯的上浮效應(yīng),預(yù)裂后的頂煤中的瓦斯有一部分沿裂隙涌入采空區(qū),故預(yù)裂期間瓦斯涌出量相對也較??;放頂煤時盡管冒落頂煤較厚,但煤體中的瓦斯在預(yù)裂和冒落過程中得以釋放,故放頂煤期間瓦斯涌出量也并不太大,特別是上行運輸影響了放頂煤開采的產(chǎn)量,使絕對瓦斯涌出量較低.因此,放頂煤工作面推進(jìn)速度小于分層開采,各個工序較均勻地釋放了瓦斯,其相對瓦斯涌出量和平均絕對瓦斯涌出量均小于頂分層開采工作面.如果放頂煤開采產(chǎn)量增大,絕對瓦斯涌出量也會增高,但和分層開采相比,絕對瓦斯涌出量增加的倍數(shù)一定低于產(chǎn)量增加的倍數(shù).
5 周期來壓時瓦斯涌出規(guī)律
放頂煤開采周期來壓期間瓦斯涌出變化見圖2,從圖2可見:放頂煤工作面兩次周期來壓期間的絕對瓦斯涌出量均明顯減小,分別為0.76m3/min和1.07m3/min,周期來壓兩天后又增加至正常.出現(xiàn)這種現(xiàn)象的原因,一是周期來壓時老頂巖梁斷裂,后支點失穩(wěn),老頂直接作用于采場上方頂煤和前方煤壁,升高的集中應(yīng)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(yù)裂炮眼成孔率低于66%,預(yù)裂爆破松動頂煤效果差,減少了瓦斯涌出;另外來壓時有局部冒頂,打炮眼和采煤比較困難,造成工作面推進(jìn)速度慢等也是瓦斯涌出量減小的原因.
圖2 周期來壓前后工作面絕對瓦斯涌出量變化曲線
Fig.2 The changing curve of the absolute gas emission
rate at the coal face before and after periodical weighting
6 結(jié) 論
(1)沿底掘進(jìn)與沿頂掘進(jìn)相比不會增加突出危險性,沿頂掘進(jìn)的瓦斯涌出量是沿底掘進(jìn)的1.25~1.53倍.
(2)放頂煤開采的各生產(chǎn)工序中,放煤時瓦斯涌出量最大,預(yù)裂和采煤時基本相同.
(3)頂分層開采的相對和絕對瓦斯涌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(chǎn)量大幅度增加的情況下,絕對瓦斯涌出量不會成比例增大.
?。?)1402工作面無煤與瓦斯突出危險,為在焦作礦區(qū)推廣應(yīng)用放頂煤開采工藝,必須開展突出地區(qū)放頂煤開采的突出預(yù)測及防治技術(shù)研究.
作者單位:
黃 球 吳鐵軍:焦作礦務(wù)局,河南焦作 454000;
徐仲有 馮擁軍:焦作煤炭工業(yè)學(xué)校,河南焦作 454000
參考文獻(xiàn):
[1] 煤炭工業(yè)部.防治煤與瓦斯突出細(xì)則[M].北京:煤炭工業(yè)出版社,1985.24
[2] 俞啟香.礦井瓦斯防治[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,1992.18