何福勝 ,畢建乙 ,孫 亮
(1.山西焦煤集團(tuán)有限責(zé)任公司 生產(chǎn)技術(shù)部,山西 太原 030000;2.山西西山晉興能源有限責(zé)任公司 斜溝煤礦,山西 呂梁033602;3.煤科集團(tuán)沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;4.煤礦安全技術(shù)國家重點(diǎn)實(shí)驗(yàn)室,遼寧 撫順 113122)
由于大采高工作面具有開采強(qiáng)度大、推進(jìn)速度快等特點(diǎn)[1],開采后將會(huì)導(dǎo)致上覆巖層應(yīng)力發(fā)生很大變化并進(jìn)行重新分布,這樣在工作面不同范圍與空間內(nèi)的煤巖體將發(fā)生大變形和大面積破壞,在采場應(yīng)力的作用下覆巖和煤體將產(chǎn)生新的裂隙和裂縫,并逐漸發(fā)育完全構(gòu)成一個(gè)相互貫通的網(wǎng)絡(luò),嚴(yán)重影響工作面不同范圍與區(qū)域的瓦斯賦存與運(yùn)移[2]。因此對高瓦斯大采高工作面采動(dòng)圍巖活動(dòng)與瓦斯涌出之間的內(nèi)在規(guī)律進(jìn)行研究具有重要意義[3]。國內(nèi)學(xué)者對采動(dòng)活動(dòng)與瓦斯涌出二者之間的關(guān)系進(jìn)行了大量的試驗(yàn)研究,并取得十分豐富的成果[4-6]。但目前國內(nèi)對大采高開采條件下的礦壓顯現(xiàn)[7-8]、覆巖控制[9-10]及瓦斯涌出變化[10-11]三者之間相互影響規(guī)律的研究相對較少?;诖?,在現(xiàn)場實(shí)測的基礎(chǔ)上[12],研究高瓦斯大采高工作面采動(dòng)過程對瓦斯涌出的影響規(guī)律。
斜溝煤礦位于山西省興縣縣城北50 km處嵐漪河兩側(cè),隸屬于興縣魏家灘鎮(zhèn)和保德縣南河溝鎮(zhèn),屬于河?xùn)|煤田離柳礦區(qū),主采煤層為8#、13#煤,煤層結(jié)構(gòu)簡單,井田南北長約22 km,東西寬約4.5 km,面積為88.6 km2。礦井為低瓦斯礦井,采用斜井開拓方式,8#煤層厚度為3.80~5.50 m,平均厚度為4.70 m,傾角為 7.5°~11.4°,平均 9.4°。8#煤為自燃煤層,最短自然發(fā)火期為63 d,煤塵具有爆炸性。頂板主要為泥巖,底板主要為泥巖和中細(xì)粒砂巖。8#煤透氣性系數(shù)為0.014 16 m2/(MPa2·d),為低透性煤層。
8#煤18205工作面位于12采區(qū)輔助運(yùn)輸下山南側(cè),東部、南部、西部均為實(shí)煤區(qū)。工作面標(biāo)高為+520~+584 m,可采走向長度為2 800 m,傾斜長為264 m,工作面支架共計(jì)157臺(tái),采用綜合機(jī)械化采煤工藝進(jìn)行回采,長壁后退式一次采全高采煤方法,全部垮落法管理頂板,平均推進(jìn)速度3.2 m/d;采用“U”型通風(fēng)方式,根據(jù)掘進(jìn)資料,最大絕對瓦斯涌出量為0.88 m3/min,局部煤巖層裂隙瓦斯富集,預(yù)計(jì)回采過程中,局部瓦斯涌出量較大。目前工作面瓦斯涌出量為14.15 m3/min,工作面、上隅角瓦斯?jié)舛容^大,嚴(yán)重影響工作面的推進(jìn)速度。
工作面液壓支架的支護(hù)阻力是采場礦壓顯現(xiàn)最為直觀和便于監(jiān)測的重要參數(shù)。因此,在斜溝煤礦18205工作面利用KBJ-2004B型礦用多功能監(jiān)測系統(tǒng),對18205工作面液壓支架分3組安設(shè)壓力傳感器,實(shí)時(shí)監(jiān)測液壓支架的支護(hù)阻力,另外從機(jī)頭1#架至機(jī)尾分別安裝1#~5#分站,實(shí)時(shí)監(jiān)測瓦斯?jié)舛葋硌芯抗ぷ髅嫱咚褂砍鲆?guī)律。依據(jù)液壓支架阻力變化規(guī)律,得到18205工作面周期來壓步距及來壓強(qiáng)度,具體工作面來壓情況見表1。
通過表1得到18205工作面基本頂初次來壓步距約為28 m,動(dòng)載系數(shù)為1.65 2;周期來壓步距為20.36 m,動(dòng)載系數(shù)為1.53。
在整個(gè)監(jiān)測階段,18205工作面共發(fā)生6次周期來壓現(xiàn)象,其中第4次礦壓顯現(xiàn)最為明顯,此時(shí)液壓支架工作阻力與工作面絕對瓦斯涌出量變化關(guān)系最為典型(圖1)。
表1 工作面來壓情況
圖1 支架支護(hù)阻力與瓦斯?jié)舛茸兓€
現(xiàn)場觀測工作面頂板來壓期間礦壓顯現(xiàn)非常劇烈,18#~77#液壓支架之間片幫嚴(yán)重,片幫深度達(dá)到0.9~1.1 m,支架壓力升高2.2倍,最大增加2.83倍,回風(fēng)流瓦斯?jié)舛壬?.54倍,最大增到2.92倍。
由圖1發(fā)現(xiàn),采動(dòng)應(yīng)力顯著影響著工作面的瓦斯絕對涌出量,當(dāng)工作面開采到28 m時(shí),煤層直接頂板開始破裂垮落,實(shí)測18205工作面風(fēng)排瓦斯量明顯增大,由18.92 m3/min升高至23.64 m3/min,工作面的絕對瓦斯涌出量是煤層頂板未發(fā)生破壞垮落前的1.25倍;當(dāng)開采距工作面切眼53 m,此時(shí)測定風(fēng)排瓦斯涌出量顯著升高,由28.57 m3/min增加至約33.75 m3/min,18205工作面絕對瓦斯涌出量頂板周期來壓時(shí)刻是周期來壓之前的1.24倍。在整個(gè)推進(jìn)過程內(nèi),工作面在首次來壓和周期來壓之前,瓦斯涌出量相對減小;而來壓結(jié)束后,瓦斯涌出量開始顯著升高,且工作面周期來壓略超前于瓦斯涌出量峰值的出現(xiàn)1個(gè)班左右。
工作面周期來壓期間,液壓支架支護(hù)阻力的升高與瓦斯涌出量升高在時(shí)間上具有很好的一致性,即隨著頂板壓力加大即礦壓顯現(xiàn)明顯時(shí),工作面瓦斯涌出量隨之升高;當(dāng)頂板壓力減弱時(shí),工作面瓦斯涌出量隨之降低,瓦斯涌出量的增加略晚于液壓支架支護(hù)阻力的升高。
為了研究18205工作面前方超前支承壓力的動(dòng)態(tài)變化規(guī)律,在材料巷距離工作面32 m處施工7個(gè)壓力鉆孔,孔深10 m,鉆孔間距8 m,并安裝壓力傳感器,連接到KBJ-2004B型礦用多功能監(jiān)測系統(tǒng),實(shí)時(shí)反饋工作面超前支承壓力變化規(guī)律,超前支撐壓力監(jiān)測系統(tǒng)布置如圖2。
圖2 超前支撐壓力監(jiān)測系統(tǒng)布置
對這7個(gè)壓力孔進(jìn)行連續(xù)監(jiān)測60 d,其中4#孔煤體瓦斯?jié)舛扰c超前支承壓力的關(guān)系如圖3。
圖3 煤體瓦斯?jié)舛扰c超前支承壓力的關(guān)系
從圖3發(fā)現(xiàn),隨工作面不斷向前開采,工作面超前支承壓力發(fā)生波動(dòng)性變化規(guī)律。當(dāng)工作面推進(jìn)到距離4#孔距離13 m左右時(shí),超前支承壓力最大,即為18205工作面超前支承壓力峰值點(diǎn);當(dāng)工作面開采到距4#孔31 m時(shí),頂板周期來壓,超前支承壓力突然增大;應(yīng)力相對降低區(qū)域在工作面前方0~6 m處,此時(shí)鄰近層開始膨脹變形,裂縫裂隙發(fā)育完全,構(gòu)成一個(gè)良好的瓦斯運(yùn)移通道,煤層滲透系數(shù)增大,導(dǎo)致瓦斯大量釋放并不斷擴(kuò)散,產(chǎn)生卸壓增流效應(yīng),瓦斯涌出顯著增加,此時(shí)瓦斯?jié)舛冗_(dá)到1.8%~2.3%;在工作面6~44 m為應(yīng)力增高區(qū)域,在覆巖壓力的作用下,煤體內(nèi)部的原生裂隙閉合,裂隙發(fā)育不完全,相互貫通的瓦斯運(yùn)移通道被阻斷,煤體透氣系數(shù)降低,瓦斯涌出量顯著下降,此時(shí)瓦斯?jié)舛葍H為0.6%~0.7%。距工作面44 m以外為應(yīng)力穩(wěn)定區(qū),超前支承壓力減小,煤層裂隙裂縫再次發(fā)育,瓦斯涌出開始增大,此時(shí)瓦斯?jié)舛然厣?.0%~1.4%。
為了防止頂板周期來壓時(shí)工作面瓦斯涌出量升高,致使工作面及上隅角瓦斯超限,斜溝煤礦18205工作面瓦斯采取分源治理監(jiān)測,還提高液壓支架的初承力及工作阻力,來防止煤壁片幫,有效降低了受采動(dòng)影響的煤體瓦斯解吸速度,保障了工作面安全生產(chǎn)。
采空區(qū)一定區(qū)域的高濃度瓦斯回流至采煤工作面是頂板周期來壓期間對18205工作面瓦斯涌出量升高的另一個(gè)重要來源。因此,在采空區(qū)底板埋管測定18205工作面采空區(qū)瓦斯?jié)舛龋瑏硌芯坎蓜?dòng)過程中采空區(qū)瓦斯運(yùn)移規(guī)律,18205采空區(qū)瓦斯?jié)舛扰c距工作面距離關(guān)系如圖4。
圖4 采空區(qū)瓦斯?jié)舛扰c距工作面距離關(guān)系
從圖4看出,在工作面后方0~7 m范圍瓦斯?jié)舛忍幱?.5%~1.0%變化,工作面后方7~13 m區(qū)域瓦斯呈現(xiàn)顯著升高趨勢,此區(qū)域最大瓦斯?jié)舛葹?.5%,超過13 m后采空區(qū)瓦斯?jié)舛入S著深度增大,逐步保持在1.4%。
實(shí)測結(jié)果證明:采空區(qū)靠近18205工作面范圍,瓦斯?jié)舛燃吧呲厔荻驾^小,這是由于受到工作面負(fù)壓流場的影響,距煤層底板附近周圍的瓦斯都擴(kuò)散負(fù)壓流吹到回風(fēng)巷,隨著周期來壓的到來,煤層直接頂板破裂垮落產(chǎn)生大量的裂隙在覆巖采場壓力的作用下,裂隙快速閉合,采空區(qū)瓦斯運(yùn)移升浮的通道受到?jīng)_擊和擠壓作用,受沖擊擴(kuò)散影響的瓦斯流涌向工作面及上隅角,而負(fù)壓流場的擴(kuò)散動(dòng)力減弱,導(dǎo)致在采空區(qū)深部積聚大量的瓦斯,來壓期間發(fā)生突然升高的趨勢;之后采場覆巖裂隙緩慢發(fā)育,采空區(qū)瓦斯平穩(wěn)擴(kuò)散升浮,導(dǎo)致底板處瓦斯?jié)舛融呌诜€(wěn)定。因此,根據(jù)瓦斯?jié)舛确植继卣餮赝七M(jìn)方向?qū)⒉煽諈^(qū)(靠底板處)劃分為:擴(kuò)散負(fù)壓作用的低瓦斯區(qū),瓦斯?jié)舛葦?shù)升高區(qū)及瓦斯?jié)舛确€(wěn)定區(qū)。
為了研究頂板周期來壓對高位鉆孔的影響,指派專人實(shí)時(shí)監(jiān)測瓦斯抽采情況。抽采瓦斯量、風(fēng)排瓦斯量隨時(shí)間的變化關(guān)系如圖5。
圖5 抽采瓦斯量、風(fēng)排瓦斯量隨時(shí)間的變化關(guān)系
由圖5可知,受到來壓的作用,最大瓦斯抽采量達(dá)到50.12 m3/min,表明采空區(qū)及鄰近層瓦斯被高位鉆孔有效攔截,防止采空區(qū)向工作面及上隅角涌出大量瓦斯。隨著工作面不斷開采,綜采支架支承壓力的峰值不斷向前移動(dòng),圍巖應(yīng)力不斷發(fā)生變化(由降低區(qū)-升高區(qū)-恢復(fù)區(qū)),上覆巖層的裂隙進(jìn)行發(fā)育和閉合的交替變化,導(dǎo)致采動(dòng)裂隙場隨之前移;鉆孔瓦斯抽采量滯后于周期來壓1~2 d,但與周期來壓步距有較好的一致性,并且存在裂隙區(qū)與壓實(shí)區(qū)的交替變化,說明工作面瓦斯大量涌出現(xiàn)象也是礦山壓力一種顯現(xiàn)。頂板初次來壓、周期來壓與瓦斯抽采峰值的出現(xiàn)基本一致。
1)根據(jù)現(xiàn)場監(jiān)測數(shù)據(jù)得出18205工作面頂板周期來壓期間,液壓支架的支護(hù)阻力與瓦斯涌出量二者同步升高,具有良好的一致性,即礦壓顯現(xiàn)越劇烈,瓦斯涌出量越高,且瓦斯涌出量的升高略滯后于支護(hù)阻力的增高。
2)應(yīng)力相對降低范圍在工作面前方0~6 m,應(yīng)力增高區(qū)區(qū)在工作面前方6~44 m,44 m以外是應(yīng)力穩(wěn)定區(qū),距工作面17 m時(shí)工作面支承壓力達(dá)到峰值;18205工作面初次來壓步距為28 m,正常開采時(shí)周期來壓步距為20.36 m,來壓強(qiáng)度系數(shù)為1.53;且在來壓期間煤巖體裂隙得到充分發(fā)育,為瓦斯運(yùn)移提供良好的通道,煤體呈現(xiàn)“卸壓增流效應(yīng)”,瓦斯涌出量增大。
3)根據(jù)瓦斯?jié)舛确植继卣餮赝七M(jìn)方向?qū)⒉煽諈^(qū)(靠底板處)劃分為:擴(kuò)散負(fù)壓作用的低瓦斯區(qū),瓦斯?jié)舛葦?shù)升高區(qū)及瓦斯?jié)舛确€(wěn)定區(qū)。周期來壓期間高位鉆孔抽采量顯著增大,有效阻止了采空區(qū)及鄰近層瓦斯向工作面的涌出,鉆孔瓦斯抽采量滯后于周期來壓1~2 d,瓦斯抽采量峰值與周期來壓步距有較好的一致性。