水簾洞煤礦綜放面礦壓顯現(xiàn)與瓦斯涌出實(shí)測分析

李乃祿,朱志宏

(彬縣水簾洞煤炭有限責(zé)任公司,陜西彬縣 713500)

水簾洞煤礦綜放面礦壓顯現(xiàn)與瓦斯涌出實(shí)測分析

李乃祿,朱志宏

(彬縣水簾洞煤炭有限責(zé)任公司,陜西彬縣 713500)

通過對水簾洞煤礦 ZF3801綜放工作面支架工作阻力和工作面回風(fēng)巷瓦斯?jié)舛茸兓膶?shí)測分析,得到礦壓顯現(xiàn)特征與工作面瓦斯涌出量之間的關(guān)系,提出了針對瓦斯來源采取相應(yīng)治理措施,保證了工作面安全生產(chǎn)。

綜放面;礦壓顯現(xiàn)規(guī)律;瓦斯涌出規(guī)律

Analysis of Underground Pressure Behavior andM ethane Gushing in Full-mechan ized CavingM in ing Face in Shuiliandong Colliery

水簾洞煤礦絕對瓦斯涌出量為 23.3m3/min、相對涌出量為 8.4m3/t,為高瓦斯礦井。ZF3801工作面開采侏羅系延安組 8號煤層,埋深 320m。煤層結(jié)構(gòu)簡單,煤層平均厚 13m,平均傾角 5°。工作面零星分布 0.50m炭質(zhì)泥巖偽頂,直接頂以粉砂巖、粉細(xì)砂巖為主,厚度 0.65～6.22m,易冒落,為不穩(wěn)定頂板?；卷敒榧?xì)粒砂巖或粉砂巖,較穩(wěn)定頂板。

工作面基本支架采用 ZF8000/17/35型四柱掩護(hù)式低位放頂煤支架,過渡支架采用 ZFG8000/19/32型,端頭支架采用 ZTZ10200/19/33型,超前支架采用 ZCZ10000/19/33型,MG300/700-WD電牽引采煤機(jī)。

1 礦壓觀測方案

工作面布置 14個支架工作阻力測站,測站分別安設(shè)在 4,18,19,33,34,48,49,63,64,78,79,94,95和 106號支架上。測站采用 CDW-60型工作面支架阻力監(jiān)測系統(tǒng),支架壓力每變化 1MPa記錄 1次。

2 礦壓觀測結(jié)果分析

礦壓分析數(shù)據(jù)從 2009年 6月 12日 18時至2009年 8月 8日 23時,工作面上端頭從 12m推進(jìn)到 150m、下端頭從 16m推進(jìn)到 147m。平均推進(jìn)148.5m。

來壓步距的確定是以距切眼距離為橫坐標(biāo),以各循環(huán)的末阻力和時間加權(quán)阻力為縱坐標(biāo),繪出支護(hù)阻力沿工作面推進(jìn)方向的分布曲線,以支護(hù)阻力加其一均方差為基本頂來壓判據(jù)[1]。工作面各支架周期來壓判據(jù)如表 1所示,部分瓦斯監(jiān)測數(shù)據(jù)如表 2所示。

表1 支架周期來壓判據(jù)

表2 瓦斯監(jiān)測數(shù)據(jù) (部分)

來壓判斷如圖 1,來壓步距、動載系數(shù)統(tǒng)計見表 3、表 4,細(xì)實(shí)線和虛線表示周期來壓和判據(jù),粗實(shí)線段表示來壓位置,點(diǎn)劃線表示瓦斯?jié)舛取?/p>

圖1 63號支架周期來壓判據(jù)

表3 頂板來壓步距統(tǒng)計

表4 頂板來壓動載系數(shù)統(tǒng)計

由上可得,工作面共監(jiān)測到 8次周期來壓,來壓步距平均 12.83m,動載系數(shù)平均 1.52。

通過監(jiān)測發(fā)現(xiàn),周期來壓強(qiáng)度呈現(xiàn)一定的交替性,第二、三次周期來壓強(qiáng)度較第一次周期來壓強(qiáng)度要大,隨后來壓強(qiáng)度呈降低趨勢,后又呈升高趨勢。來壓峰值強(qiáng)度在支架額定工作阻力范圍之內(nèi)。

3 瓦斯涌出規(guī)律實(shí)測分析

通過將回風(fēng)巷瓦斯?jié)舛冗M(jìn)行統(tǒng)計,并將統(tǒng)計結(jié)果在周期來壓判據(jù)圖上標(biāo)出,可以看出礦壓顯現(xiàn)與工作面瓦斯涌出之間的規(guī)律：

(1)回風(fēng)巷瓦斯氣體平均濃度為 0.77%,隨頂板來壓呈總體增大趨勢,頂板來壓時瓦斯?jié)舛燃s為 0.88%。非來壓期間瓦斯?jié)舛容^小,約為0.69%。

(2)瓦斯氣體濃度的增加與頂板來壓在時間上具有一定的滯后性,裂隙是瓦斯涌出的主要通道,裂隙越發(fā)育就越利于瓦斯溢出。頂板來壓后,煤體承受的載荷逐步增加,當(dāng)超過煤體自身強(qiáng)度時,煤體裂隙就會急劇增加,隨之瓦斯氣體就會在較短時間大量釋放出來,致使煤體外部空間瓦斯迅速增加。

(3)分析圖中瓦斯?jié)舛茸兓€,可以發(fā)現(xiàn),在頂板來壓頻繁的區(qū)域,瓦斯氣體濃度隨頂板來壓呈先增加后降低的趨勢,即使頂板再次來壓瓦斯?jié)舛纫踩猿式档挖厔?。在區(qū)域條件變化不大的條件下,可以認(rèn)為煤體內(nèi)瓦斯?jié)舛容^為均勻,隨著頂板來壓后瓦斯氣體的釋放,瓦斯蘊(yùn)藏空間的壓力會急劇降低,瓦斯含量也會大量減少,所以在頂板來壓后,在較近的位置再次來壓,瓦斯氣體的釋放量也會呈降低趨勢。

4 瓦斯來源分析及治理措施

綜放面的瓦斯涌出來源主要有工作面煤壁及巷道煤壁瓦斯、從膠帶運(yùn)出的煤塊釋放的瓦斯、放頂煤及采煤機(jī)割煤時落煤的瓦斯和采空區(qū)瓦斯等。綜放面絕對瓦斯涌出量的計算方法如下[2]：

式中,qi為綜放工作面的絕對瓦斯涌出量,m3/min;Qi為綜放工作面回風(fēng)風(fēng)量,m3/min;Ci為綜放工作面回風(fēng)流中瓦斯?jié)舛?%。

針對 ZF3801工作面的瓦斯涌出情況,采取以下措施進(jìn)行瓦斯治理：

(1)采用合理的通風(fēng)方式加強(qiáng)通風(fēng) 采用“U”型通風(fēng)方式,設(shè)計通風(fēng)量為 2400m3/min,加強(qiáng)通風(fēng),使工作面瓦斯不超限。

(2)布置合理抽放鉆孔 在工作面軌道及膠帶巷打順層斜向鉆孔,開采前進(jìn)行煤層瓦斯預(yù)抽,開采時進(jìn)行采動卸壓抽放。如達(dá)不到預(yù)期抽放效果則必須減小鉆孔間距,采用較密集鉆孔抽放。

(3)回風(fēng)隅角設(shè)置導(dǎo)風(fēng)障 工作面回風(fēng)隅角易產(chǎn)生局部渦流與通風(fēng)不暢造成瓦斯超限,工作面在合理配風(fēng)的情況下可以有效稀釋并帶走瓦斯,因此,可以在工作面回風(fēng)隅角側(cè)設(shè)置導(dǎo)風(fēng)障引排隅角瓦斯。導(dǎo)風(fēng)障設(shè)置如圖 2所示。

圖2 上隅角導(dǎo)風(fēng)障的設(shè)置

ZF3801工作面通過采取以上措施,使工作面瓦斯?jié)舛瓤刂圃?0.88%以下,工作面沒有出現(xiàn)瓦斯超限影響生產(chǎn)現(xiàn)象。

5 結(jié)論

(1)工作面初次來壓步距為 15～23m,平均19.37m。周期來壓步距平均 12.83m,動載系數(shù)平均1.52。

(2)回風(fēng)巷瓦斯氣體平均濃度為 0.77%,瓦斯含量隨頂板來壓呈總體增大趨勢,頂板來壓時瓦斯?jié)舛燃s為 0.88%。非來壓期間瓦斯?jié)舛容^小約為0.69%。

(3)瓦斯氣體濃度的增加與頂板來壓在時間上具有一定的滯后性,在頂板來壓頻繁的區(qū)域,瓦斯氣體濃度隨頂板來壓呈先增加后降低的趨勢,即使頂板再次來壓瓦斯?jié)舛纫踩猿式档挖厔荨?/p>

(4)通過分析工作面瓦斯來源及采取必要措施,針對隅角區(qū)域重點(diǎn)防治,使工作面瓦斯?jié)舛仁冀K控制在 0.88%以下,保證了工作面安全生產(chǎn)。

[1]付書俊 .開元煤礦綜放面礦壓規(guī)律研究 [J].科技情報開發(fā)與經(jīng)濟(jì),2008,18(22).

[2]解興智,閆少宏,等 .下溝煤礦綜放工作面瓦斯涌出及其分布規(guī)律研究 [J].煤礦開采,2004,9(1)：46-48.

[3]鄭友剛 .綜放工作面上隅角瓦斯綜合防治技術(shù)的研究[A].2005年度煤炭工業(yè)總工程師論壇論文集 [C].徐州：中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2005.

[4]方煥明 .綜放工作面瓦斯治理技術(shù)探討 [J].煤炭工程,2005(3).

[5]范志忠,陳義東,張俊波 .特厚煤層綜放開采瓦斯涌出規(guī)律及綜合治理 [J].煤礦開采,2007,12(3)：79-81.

TD712.5

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1006-6225(2010)04-0106-03

2010-03-16

李乃祿 (1975-),男,山東泰安人,工程師,現(xiàn)任水簾洞煤炭有限公司副總工程師。

于海湧]