特厚煤層綜放工作面U形通風(fēng)回風(fēng)隅角瓦斯防治

任曉東 范喜生

(1.中電投新疆能源化工集團(tuán)四棵樹煤炭有限公司；2.煤炭科學(xué)研究總院礦山安全技術(shù)研究分院)

特厚煤層綜放工作面U形通風(fēng)回風(fēng)隅角瓦斯防治

任曉東1范喜生2

(1.中電投新疆能源化工集團(tuán)四棵樹煤炭有限公司；2.煤炭科學(xué)研究總院礦山安全技術(shù)研究分院)

四棵樹煤炭有限公司8#井B51107綜放工作面采用上行通風(fēng)方式后，為了防治回風(fēng)隅角瓦斯超限，通過對(duì)特厚煤層走向長壁綜放工作面開采采空區(qū)覆巖垮落形態(tài)、采空區(qū)瓦斯賦存特點(diǎn)、工作面瓦斯涌出來源等分析，建立二維采空區(qū)風(fēng)量與瓦斯?jié)舛汝P(guān)系數(shù)學(xué)模型，選擇適合的風(fēng)量和回風(fēng)隅角瓦斯防治措施，杜絕了回風(fēng)隅角瓦斯超限現(xiàn)象，取得預(yù)期效果，有力保障了工作面的安全生產(chǎn)，為類似條件下的工作面回風(fēng)隅角瓦斯防治積累了成功經(jīng)驗(yàn)。

特厚煤層 綜放工作面 U形通風(fēng) 回風(fēng)隅角 瓦斯治理

四棵樹煤炭有限公司8#井B51107工作面位于一采區(qū)邊角地段，主井筒井底西側(cè)，北面為井田境界，南面相鄰B51103工作面采空區(qū)，其隔離煤柱為15 m。工作面傾向長132 m，運(yùn)輸順槽走向長360 m，回風(fēng)順槽走向長509 m，平均傾角為17°，工作面垂高為40～46 m；煤層平均厚10.5 m，埋藏深度為260～300 m，瓦斯含量為3.19 m3/t；水分為10.27%，灰分為6.02%，揮發(fā)分為37.27%；煤層頂板為泥巖、泥質(zhì)粉砂巖互層。工作面采用綜合機(jī)械化放頂煤采煤法，采高為3.2 m，放煤高度為7.3 m，全部垮落法管理頂板，日推進(jìn)2.4 m。

之前礦井綜放工作面均采用U形通風(fēng)方式，下行通風(fēng)，隨著回采深度的遞增，回風(fēng)隅角逐漸出現(xiàn)瓦斯超限現(xiàn)象，經(jīng)分析認(rèn)定采空區(qū)瓦斯為隅角瓦斯超限的主要來源[1-2]。B51107工作面繼續(xù)使用下行通風(fēng)，勢必會(huì)造成回風(fēng)隅角瓦斯超限;使用上行通風(fēng)，有可能造成回風(fēng)隅角瓦斯超限。為保證礦井安全生產(chǎn)，有必要認(rèn)真分析B51107工作面改變通風(fēng)方式后，回風(fēng)隅角瓦斯?jié)舛鹊母鞣N影響因素，采取針對(duì)性的措施，做好回風(fēng)隅角瓦斯防治工作。

1 特厚煤層采空區(qū)覆巖垮落形態(tài)

隨著壁式回采工作面向前推進(jìn)，上部及采空區(qū)將形成“橫三區(qū)”和“豎三帶”，其中支撐影響區(qū)內(nèi)頂煤受采動(dòng)影響，增加了新生裂隙，同時(shí)原有裂隙增大；離層區(qū)內(nèi)煤(巖)體之間存在大量氣體流通的通道；冒落帶內(nèi)煤(巖)體呈塊狀堆積，形成大量氣體儲(chǔ)存空間；裂隙帶內(nèi)存在大量新生裂隙，這些裂隙與冒落帶、離層區(qū)聯(lián)通，為瓦斯等相對(duì)空氣密度較輕的氣體提供了流動(dòng)和存儲(chǔ)條件。

煤層開采一定距離后，上覆巖層垮落，采空區(qū)中部趨于壓實(shí)，兩側(cè)離層存在，形成“O”形圈[3]，裂隙帶內(nèi)裂隙從下向上逐漸減少，止于彎曲下沉帶，空間上形成采動(dòng)裂隙圓角矩形梯臺(tái)帶[4]，這些平面上溝通、立面上聯(lián)通的裂隙空間為瓦斯的存儲(chǔ)提供了非常好的條件。

B51107工作面開采煤層厚度為10.5 m，開采后采空區(qū)冒落帶采用經(jīng)驗(yàn)公式計(jì)算：

H=M/(K-1)cosα，

(1)

式中，H為冒落帶高度，m；M為回采煤層厚度，取10.5 m；K為巖石碎脹系數(shù)，取1.35；α為煤層傾角，取17°。

計(jì)算得出B51107工作面開采后采空區(qū)冒落帶高度H=31.37 m。

文獻(xiàn)[5]對(duì)特厚煤層覆巖破壞高度研究指出，特厚煤層覆巖破壞高度可為采高的10～11.5倍。為了留有一定的安全空間，取工作面覆巖破壞高度為采厚的10倍，即105 m。

隨著回采的不斷進(jìn)行，采空區(qū)見方時(shí)，裂隙帶發(fā)育到最大高度，將形成中心高100 m左右的采動(dòng)裂隙圓角矩形梯臺(tái)帶，之后的回采過程中，采空區(qū)垮落形態(tài)基本穩(wěn)定。

2 工作面瓦斯來源分析

B51107工作面綜放工作面瓦斯來源有回采工作面的瓦斯涌出、工作面采空區(qū)瓦斯涌出，其中回采工作面的瓦斯涌出又包括開采層瓦斯涌出、鄰近層瓦斯涌出。B51107工作面回采的B5煤層無上下鄰近煤層，回采工作面的瓦斯涌出為開采層瓦斯涌出，綜合之前回采的相同條件下工作面瓦斯涌出測定情況，B51107工作面預(yù)計(jì)檢修期間最大瓦斯涌出量為1.65 m3/min，割煤、移架期間最大瓦斯涌出量為3.3 m3/min；工作面采空區(qū)瓦斯涌出為開采層采空區(qū)破碎狀態(tài)遺煤瓦斯涌出,是造成B51107工作面回風(fēng)隅角瓦斯超限主要原因。

3 回風(fēng)隅角瓦斯超限分析

瓦斯密度標(biāo)準(zhǔn)狀態(tài)下為0.716 kg/m3，是空氣密度的0.55倍，在采空區(qū)中瓦斯氣體具有很強(qiáng)的擴(kuò)散能力和一定的升浮特性。文獻(xiàn)[6]對(duì)較薄厚煤層綜放工作面U型通風(fēng)方式上行通風(fēng)情況下，上隅角瓦斯?jié)舛瘸拗卫磉M(jìn)行了理論探索，本文結(jié)合特厚煤層綜放開采采空區(qū)垮落較高的特點(diǎn)，認(rèn)為采高3.2 m 范圍內(nèi)，采空區(qū)瓦斯?jié)舛茸兓淮?，建立二維采空區(qū)漏風(fēng)場(圖1)，對(duì)上隅角瓦斯?jié)舛扔绊戇M(jìn)行分析。

圖1 二維采空區(qū)漏風(fēng)場示意

如圖1，采空區(qū)前邊界x=0，y沿傾向可分為2段：0≤y≤L/2，瓦斯?jié)舛萩=0,向采空區(qū)內(nèi)漏風(fēng);L/2≤y≤L，c=c(y,z),漏入采空區(qū)內(nèi)的風(fēng)又從采空區(qū)內(nèi)流出，不考慮c沿高度方向的變化。

根據(jù)質(zhì)量守恒定律，單位時(shí)間內(nèi)漏風(fēng)從采空區(qū)帶出的瓦斯體積近似等于經(jīng)過上、下隅角的流線與采空區(qū)支架邊界之間的遺煤放出的瓦斯量，即

QoutCout≈Mrf,

(1)

式中，Qout為采空區(qū)漏風(fēng)量,m3/min;Cout為上隅角漏風(fēng)風(fēng)流中的瓦斯?jié)舛?%;Mr為遺煤量，m3;f為單位時(shí)間單位質(zhì)量的遺煤放出的瓦斯體積,m3/min。

經(jīng)過上、下隅角的流線與采空區(qū)支架起始邊界圍成的圖形的面積為

(2)

故有

(3)

f=ψg0exp(-nx/vt) ,

(4)

式中，hr為遺煤厚度，m;ρc為煤的密度，kg/m3；ψ為經(jīng)驗(yàn)常數(shù)，回風(fēng)側(cè)取20×10-6m2/kg；g0為初始瓦斯釋放速度，g0=X[0.000 4(Vdaf)2+0.16]，m3/(min/m2)，X為噸煤瓦斯含量，m3/t;Vdaf揮發(fā)分，%；n為經(jīng)驗(yàn)常數(shù)，2.8×10-7s-1；x取簡化值，L/2；vt為工作面推進(jìn)速度，m/s。

將式(3)、式(4)代入式(1),得上隅角處(y≈L)的瓦斯?jié)舛葹?/p>

Cout=0.452hr/Qout.

(5)

可見，上隅角瓦斯?jié)舛扰c采空區(qū)遺煤厚度、采空區(qū)漏風(fēng)量有關(guān)。采空區(qū)一定高度后的瓦斯賦存不受工作面漏風(fēng)流的影響，B51107工作面較高的冒落帶和裂隙帶儲(chǔ)存了大量的采空區(qū)瓦斯，工作面采用上行通風(fēng)方式，采空區(qū)漏風(fēng)量控制在一定范圍內(nèi)，回風(fēng)隅角瓦斯超限的可能性較小。

B51107工作面配備合適的風(fēng)量以及采取必要的措施控制采空區(qū)漏風(fēng)量，是可以治理回風(fēng)隅角瓦斯的。工作面采用上行通風(fēng)的巷道布置見圖2。

圖2 B51107回采工作面上行通風(fēng)的巷道布置

4 瓦斯治理措施及效果

(1)增加工作面供風(fēng)量。B51107工作面設(shè)計(jì)風(fēng)量為913 m3/min， 根據(jù)式(5)得出的結(jié)論，工作面初采50 m，供風(fēng)量為1 100 m3/min，后續(xù)回采時(shí)，實(shí)際供風(fēng)量達(dá)到1 200 m3/min時(shí)，隅角瓦斯?jié)舛瓤刂圃?.5%左右，工作面風(fēng)速為1.79 m/s。若風(fēng)量繼續(xù)增加，一方面會(huì)引起工作面風(fēng)速偏大，空氣中粉塵濃度偏高或超標(biāo)，不僅對(duì)操作人員的觀察能力影響較大，增加了操作環(huán)節(jié)的安全隱患，而且容易形成煤塵爆炸的安全隱患；另一方面會(huì)增加采空區(qū)漏風(fēng)量，大量的漏風(fēng)隨即會(huì)帶出采空區(qū)內(nèi)大量高濃度瓦斯，并匯集與回風(fēng)隅角處，非常不利于工作面回風(fēng)隅角瓦斯防治；風(fēng)量繼續(xù)增加，會(huì)引起采空區(qū)自燃帶中氣體流動(dòng)加速，增加氧氣供給，增加自燃危險(xiǎn)性，不利于工作面采空區(qū)防滅火管理。鑒于這些原因，B51107工作面實(shí)際供風(fēng)量為1 200 m3/min。

(2)減少采空區(qū)漏風(fēng)。采空區(qū)漏風(fēng)帶出的高濃度瓦斯是回風(fēng)隅角瓦斯超限的重要原因，減少采空區(qū)漏風(fēng)可在一定程度上減少回風(fēng)隅角的瓦斯量，U形通風(fēng)方式減少采空區(qū)漏風(fēng)的辦法是對(duì)進(jìn)風(fēng)端頭進(jìn)行有效堵漏。在走向長壁回采工作面進(jìn)、回風(fēng)2個(gè)端頭容易形成尾巷，增加采空區(qū)漏風(fēng)。B51107工作面使用超前深孔預(yù)裂爆破技術(shù)，使端頭頂煤及時(shí)垮落，消除尾巷。在進(jìn)風(fēng)側(cè)端頭掛風(fēng)障，做好堵漏工作，減少進(jìn)風(fēng)側(cè)端頭向采空區(qū)的漏風(fēng)量。

(3)調(diào)整工作面端頭超前形式。U形通風(fēng)方式的走向長壁回采工作面回風(fēng)隅角處風(fēng)流減弱，容易形成渦旋，如果回風(fēng)隅角與工作面的夾角為銳角，回風(fēng)隅角處的風(fēng)流會(huì)更弱，甚至呆滯，此時(shí)容易形成瓦斯聚集，進(jìn)而造成瓦斯超限。B51107工作面采用回風(fēng)側(cè)端頭及時(shí)移架，回風(fēng)側(cè)端頭超前進(jìn)風(fēng)側(cè)端頭5～10 m的方法，使回風(fēng)隅角與工作面形成鈍角，減少回風(fēng)隅角風(fēng)流的渦旋現(xiàn)象，保證回風(fēng)流暢。

(4)有效治理工作面頂板。如果U形通風(fēng)方式的走向長壁回采工作面出現(xiàn)采空區(qū)大面積懸頂或周期來壓期間頂板活動(dòng)劇烈等情況，都會(huì)造成隅角甚至工作面瓦斯超限。B51107工作面從初采開始，認(rèn)真執(zhí)行超前深孔預(yù)裂爆破，使采空區(qū)頂板能夠及時(shí)垮落，避免形成大面積懸頂。同時(shí)做好工作面礦壓監(jiān)測分析、預(yù)測預(yù)報(bào)工作，采用“等壓”及加強(qiáng)后溜頂煤回收等方法，有效避免了來壓期間頂板垮落造成回風(fēng)隅角瓦斯超限的現(xiàn)象。

(5)減少采空區(qū)遺煤。通過對(duì)以往類似工作面放煤工藝的研究對(duì)比，B51107工作面采用多輪順序雙組放煤方式，以2.4 m為一個(gè)大循環(huán)放一次頂煤，加強(qiáng)頂煤回收，減少采空區(qū)遺煤瓦斯放散量。綜合統(tǒng)計(jì)分析，B51107工作面回采期間，采用此種放煤工藝，頂煤回收率達(dá)到92%。頂煤的有效回收，對(duì)回風(fēng)隅角瓦斯量的減少起到了一定作用。

通過以上措施的綜合使用，B51107工作面回采期間，風(fēng)量控制在1 200～1 280 m3/min，回風(fēng)隅角瓦斯?jié)舛瓤刂圃?.3%～0.76%，回風(fēng)流瓦斯?jié)舛仍?.15%～0.28%，未發(fā)生瓦斯超限事故。

5 結(jié) 論

(1)U形通風(fēng)的特厚煤層綜放工作面開采過程中，采空區(qū)冒落帶和裂隙帶有其特殊形態(tài)，可以儲(chǔ)存大量瓦斯，在科學(xué)分析工作面風(fēng)流、風(fēng)量與采空區(qū)空間瓦斯關(guān)系的基礎(chǔ)上，采取上行通風(fēng)的方式進(jìn)行隅角瓦斯治理，可以取得預(yù)期效果。

(2)針對(duì)U形通風(fēng)的特厚煤層綜放工作面，盲目加大供風(fēng)量不利于工作面瓦斯防治，不利于工作面采空區(qū)防滅火管理；應(yīng)采取各種可能的措施，做好采空區(qū)堵漏，減少采空區(qū)漏風(fēng)；認(rèn)真執(zhí)行超前深孔預(yù)裂爆破，使工作面頂板及時(shí)垮落，可以有效防止頂板周期垮落造成隅角瓦斯超限。

[1] 俞啟香,程遠(yuǎn)平.礦井瓦斯防治[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2012.

[2] 俞啟香.礦井災(zāi)害防治理論與技術(shù)[M].徐州:中國礦業(yè)大學(xué)出版社,2008.

[3] 錢鳴高,許家林.覆巖釆動(dòng)裂隙分布的“O”形圈特征研究[J].煤炭學(xué)報(bào),1998,23(5):466-469.

[4] 林海飛,李樹剛，成連華，等.覆巖釆動(dòng)裂隙帶動(dòng)態(tài)演化模型的實(shí)驗(yàn)分析[J].采礦與安全工程學(xué)報(bào),2011,28(2):298-303.

[5] 張宏偉,朱志潔，霍利杰，等.特厚煤層綜放開采覆巖破壞高度[J].煤炭學(xué)報(bào),2014,39(5):816-821.

[6] 張 浪，范喜生，蔡昌宣，等.U型通風(fēng)上隅角瓦斯?jié)舛瘸拗卫砝碚撆c模擬[J].煤炭科學(xué)技術(shù),2013,41(8):129-132.

2014-10-10)

任曉東(1979—)，男，總工程師,工程師，833019 新疆烏蘇市。