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井筒穿过突出危险煤层时综合防突技术 刘 健 1 ,刘泽功 1 ,石必明 1 ,王 永 2 ,李尧斌 1 1. 安徽理工大学 资源开发与管理工程系,安徽 淮南 232001; 21淮沪煤电有限公司 丁集煤矿,安徽 淮南 232001 摘 要通过对丁集煤矿煤层突出危险性分析,研究确定了井筒穿过具有突出危险性煤层时通过地 面预注浆进行固化煤层,降低煤层的孔隙率和瓦斯放散初速度,提高煤体强度,使煤体不具有突出 危险性,再用远距离震动放炮方法安全快速揭开煤层。 关键词突出危险性煤层;注浆;震动放炮;揭煤 中图分类号TD71216 文献标志码 A 文章编号 0253 - 2336 2006 11 - 0037 - 04 Outburst comprehensive prevention technology for m ine shaft sinking through dangerous seam with potential outburst L I U Jian 1 , L I U Ze2gong 1 , SH IBi2ming 1 , WANG Yong 2 , L I Yao2bin 1 11Department of Resources Development and Management Engineering, Anhui University of Science and Technology, Huainan 232001, China; 21DingjiM ine, Huai2Hu Coal and Electric Power Company Ltd1, Huainan 232001, China Abstract W ith the analysis on outburst dangerof seams in DingjiMine, a pre2grouting at the surface to consolidate the seam was studied and adopted when the mine shaft sinking operation through the dangerous seam with potential outburst .The pre2grouting could reduce the porosity rate and the gas releasing speed and could improve the seam strength. Therefore the seam would not have the danger of outburst . W ith the remote vibration shot, the seam could be safely and rapidly opened. Key words seam with potential outburst danger; grouting; vibration shot; seam opening 基金项目安徽省自然科学基金资助项目050440403 ;“ 十五 ” 国家重点科技攻关资助项目2004BA803B0413 1 概 述 煤与瓦斯突出 [1 ]是煤矿井下含瓦斯煤体在极 短的时间几秒或十几秒内,从煤壁内部向采 掘空间突然喷出煤和瓦斯的现象。由于它发生的突 然性和强烈的破坏性,不仅危及煤矿安全生产和人 身安全,而且制约了矿井生产能力。据资料记载, 我国已发生数千次煤与瓦斯突出,千吨以上的突出 也有几十次。为此,在揭开煤层时必须首先探测出 煤层的赋存条件和瓦斯情况,再采取行之有效的防 止煤与瓦斯突出措施,确保安全生产。针对淮南矿 区丁集煤矿立井掘进揭开突出危险性煤层的安全问 题进行试验研究,采用了先注浆固化后震动放炮等 综合防突措施,安全揭开突出危险煤层。 淮沪煤电有限公司丁集煤矿是潘谢矿区新建的 年产500万t特大型矿井。整个矿区二叠系可采煤 层9层,可采煤层厚度20177 m,煤层赋存稳定。 矿井为立井开拓,副井井筒深度为881 m,井筒净 直径为810 m,井筒穿过20,19,18,17,15, 14, 13 - 1, 12煤层,由于20, 19, 18, 17, 15, 14, 12等煤层厚度为014～019 m之间,揭开此类 煤层相对比较容易,而13 - 1煤层是高瓦斯强突出 煤层。根据地质勘探和测试资料表明 13 - 1煤层 的煤的破坏类型为III类,其厚为314 m,瓦斯相 对涌出量为1415 m 3 /t,煤层原始瓦斯压力为1181 MPa,煤体普氏系数为013,瓦斯放散初速度为7, 突出危险综合指标K为2313, D值为1813, 13 - 1 煤层的地质综合柱状图如图1所示。为了井筒施工 时煤与瓦斯突出,预先采用了地面预注浆,在副井 打了8个注浆孔,注浆孔距井壁2 m,并在基岩段 进行预注浆,注浆段总长度为344 m。井筒在过黏 土层和基岩段均采用抽出式通风,在揭煤期间采用 压入式通风。 2 注浆效果的考察 211 煤与瓦斯突出危险性分析 丁集煤矿与潘一、潘三煤矿相邻,因此煤层的 赋存条件、开采条件类似。潘一、潘三煤矿在基建 73 第34卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2006年11月 图1 13 - 1煤层地质综合柱状示意 与生产过程中均发生过多起煤与瓦斯动力现象。据 统计 [2 ] ,截止2000年共发生了25次煤与瓦斯突出 现象,其突出类型为突出、倾出和压出3种形式, 突出强度以中、小型为主。突出发生位置深浅不 一,始突深度为- 420 m。其中22次发生在13 - 1 煤层,占总突出次数的88;从建井初期地质检 查孔的煤样分析可知丁集煤矿13 - 1煤层具有突出 危险性,因此揭开此煤层时,要预防和消除煤与瓦 斯突出的危险。 212 注浆固化煤层原理 由于煤层是不均质体,受不同的节理、层理和 弱面以及软分层的影响,其不同方向的强度是不相 等的,这些界面的破坏往往会引发煤与瓦斯突出。 固化防突就是向不均质的煤体中注入浆液,使浆液 在一定的压力下渗透到煤体的裂隙和孔隙之中,进 入煤体的固化液分子或分子胶团经固化脱水后,固 化颗粒与煤的内表面形成粘合胶结,改变了煤的不 均质性,提高了煤体承载能力和内黏结力,使煤体 在相当大的范围内形成一个固化圈,起到补强的作 用。同时,固化液脱出的水分进一步扩散到更微小 的孔隙中,以吸附状态存在于煤体中,增加了煤体 的塑性。在改变煤体的不均质性、提高煤体强度的 同时,可阻止残余吸附瓦斯解吸成游离瓦斯,使游 离瓦斯不能相互沟通,从而降低了瓦斯放散初速 度,减缓甚至阻止压缩瓦斯的热能在煤体破坏时转 变为动能,而使瓦斯潜能钝化,削弱或消除瓦斯突 然释放与发生的条件,从而达到防突的目的。 213 注浆固化煤层效果分析 在副井基岩段进行地面预注浆,共注入浆液量 为15 558 m 3。当井筒掘进到距 13 - 1煤层法距为 10 m时,打3个超前钻孔,并全孔取芯,探明煤 层赋存情况。在工作面距煤层5 m时,打钻测定煤 层瓦斯压力,同时在钻孔见煤时,取样化验分析, 注浆前后13 - 1煤层突出危险性参数指标见表1。 表1 注浆前后13 - 1煤层参数指标 项 目 普氏 系数 瓦斯放散 初速度 瓦斯压 力/MPa 突出危险性 综合指标K 突出危险性 综合指标D 注浆前01371181231301813 注浆后01650128133- 318 从表1可以看出煤样固化后瓦斯放散初速度 ΔP值显著降低,证明固化液注入煤体后,不仅封 闭了裂隙,而且渗透到更小的孔隙,减少煤的孔隙 体积和内表面积,减慢瓦斯放散速度。f成倍提 高,证明压注固化液能提高煤体强度。 煤样固化后突出危险性综合指标K和D值也 大幅度下降。13 - 1煤层突出危险参数指标值在正 常范围内,可以揭开煤层。 214 注浆前后煤体物理力学性能分析 取样对煤体的物理力学性能进行测试。注浆前 后煤体物理力学性能参数见表2。 表2 13 - 1煤注浆前后煤体物理力学性能参数 项 目 试件规格/mm 直径高度 密度/ kgm - 3 孔隙 率/ 破坏载 荷/kN 抗拉强 度/MPa 单轴压缩 抗压强度/MPa弹性模量/GPa变形模量/GPa泊松比 注浆前491537151 3274101191111923162129112101196 注浆后491532151 3831182140213026162139111101198 通过对煤层注浆前后物理力学性能的测试可 知注浆后煤体的密度有所增加,孔隙率大幅度降 低,封堵了吸附在煤层中瓦斯转变为游离瓦斯的通 道,提高了煤体的强度,所能承受的载荷增大,并 83 第34卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2006年11月 且煤体所产生的变形值减少,因此起到了预防和消 除煤与瓦斯突出危险的作用。 3 震动放炮揭煤 震动放炮 [3 ]揭煤前 ,将原抽出式通风改成压 入式通风。 311 炮眼布置参数 1炮眼数目与布置。揭煤震动放炮较普通爆 破所需炮眼数目要多,其值可按经验公式估算 [4 ] N 515S 3 f 2 式中 N 井筒掘进工作面炮眼总数; S 井筒掘进断面面积,取50124 m 2 ; f 普氏系数,一般情况下泥岩可取f4 ～6,砂岩可取f6～8,更准确的取 值应由实测确定。 该井筒穿13 - 1煤层顶板岩石为中砂岩,底板 岩石为细砂岩。取f 6代入上式经计算后求得炮 眼数目为128个,而实际施工时的炮眼数目也为 128个。炮眼分6圈布置,第一圈为掏槽眼,第二 圈为掏槽眼,第三圈为辅助眼,第四圈也为辅助 眼,第五圈为辅助眼,第六圈为周边眼,一圈为岩 石炮眼,二、三、四、五、六圈全为穿煤炮眼。 2炮眼深度。揭煤前预留219～311 m的保 护岩柱。要求一次全断面揭开13 - 1煤层。炮眼垂 直钻进,分岩石炮眼和穿煤炮眼两类,前者不得穿 入煤层,眼底距煤层200 mm,如若不慎打穿,也 需回充炮泥,并保证眼底距煤层200 mm的要求; 后者应打入13煤层,眼底距13 - 1煤层顶板为 1 400 mm。因此,两类炮眼的深度分别为岩石 炮眼Ly219～311 m;穿煤炮眼Lm413～415 m。 另外,为保证揭煤炮眼的精度,前一个循环有 意造成井筒工作面大致与煤层平行。各类炮眼的布 置和炮眼深度参数见表3。 表3 炮眼布置和装药参数 圈号 炮眼 种类 眼数 /个 眼深 /m 角度/ 圈径 /m 装药量/ kg 眼 - 1 起爆 顺序 1掏槽眼6310901152Ⅰ 2掏槽眼9415903103Ⅱ 3辅助眼15413904153Ⅲ 4辅助眼18413906102Ⅳ 5辅助眼30413907122Ⅴ 6周边眼5041388718112Ⅵ 312 装药参数和装药结构 1单位炸药消耗量。当炸药类型、炮眼深 度、炮眼数目一定后,震动放炮揭煤时的单位炸药 消耗量主要取决于岩石的性质、井筒掘进断面积和 被揭煤层厚度等因素,其值可按如下经验公式计 算 q 1164kmf 1121 S 0175 式中,q为单位炸药消耗量,kg/m 3 ;km为煤层厚 度对炸药消耗的影响系数。当煤层厚度为112～ 118 m时,取km018～110,计算时取km110。 由上式计算求得q 0175 kg/m 3。考虑到保证 一次爆破揭煤成功,实际设计时增大了40。 2装药结构。岩石炮眼和穿煤炮眼分类分别 装药,前者自眼底起连续装药;后者分段装药,即 在岩层中和煤层中分别装药,中间填塞一段炮泥, 炮泥的长度应保证岩层段装药的底部距煤层不小于 250～300 mm。所有炮眼装药后都先装入1～2个 水炮泥,然后再用炮泥将炮孔充实封满,长度不小 于400 mm。所有炮眼装药均采用正向起爆。 因井筒淋水等原因,实际施工时,炮眼内含 水,即实为水耦合装药结构。而相关研究表明,炮 孔水耦合装药有利于提高爆炸能量的有效利用率, 更为重要的是完全避免了因空气不耦合装药时间隙 中瓦斯浓度超限而引发瓦斯爆炸的可能性。 313 雷管筛选和起爆网络 为保证整个网络中的电雷管均可靠起爆,除了 使用大功率发爆器外,分选雷管和优化起爆网络也 是非常重要。 1雷管筛选。因雷管在生产过程中不可能做 到电阻值完全相同,有的甚至存在着较大的差异, 若直接应用于工程爆破中,在起爆能力足够、药包 数量较少时,雷管均能可靠起爆,但当起爆能力不 太富裕,而网络中雷管数目又较多的情况下,不同 阻值的电雷管的起爆感度就不一样,造成敏感雷管 先起爆,破坏了整个起爆网络,产生瞎炮。 因此,雷管使用前,应逐发检测,将电阻差值 控制在012Ω之内,以便网络中的电雷管在相同的 时间内获得大致相同的起爆能量,均能可靠起爆。 岩石炮眼每孔一发雷管,穿煤炮眼每孔2发雷管 岩层中和煤层中单独同段雷管起爆。 2优化起爆网络。煤矿井下比较常用的串联 起爆网络起爆能力较小,一次起爆雷管数量有限。 93 第34卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2006年11月 为此,对震动放炮揭煤时的起爆网络进行了优化, 设计采用四并一串起爆网络,即每4个电雷管为一 组进行并联,然后再相互串联。在正式震动放炮 前,用等数量电雷管进行了一比一的实爆网络检测 模拟实验,结果完全起爆。 井筒施工时,涌水和淋水都较大,如果由于导 线接触水而漏电,部分电能将消耗在水分子的电离 上,加之发爆器的起爆过程是瞬间脉冲电流,持续 时间只有几个毫秒,瞬间的分子电离便将发爆器释 放的电能释放到水中,因此联线工作和防漏电工作 非常重要。联结线要架空,不能接地,工作面淹水 高度距联结线不小于200 mm,接头要联实接牢, 并用防水胶布缠紧。 待一切安全措施到位后,实现远距离放炮,全 断面一次安全揭开了13 - 1煤层,没有发生煤与瓦 斯动力现象。 4 结 论 1向突出危险煤层注入浆液,提高了煤体 强度,增强了卸压区煤体抵御突出的能力,同时由 于固化液充填固化了煤层中的裂隙和孔隙,降低了 煤层的孔隙率,减缓了吸附瓦斯向游离瓦斯的转 化,减少了参与突出的瓦斯量,从根本上剥弱了瓦 斯潜能的释放。 2在涌水较大的条件下,采用大功率放炮 器、分选雷管、优化爆破网络,是提高揭煤放炮效 果的一种可行的方法。 3采用向煤层注浆和震动放炮的综合防突 技术,能快速、安全揭开突出危险煤层,不仅能提 高井筒施工速度,缩短建井工期,而且能带来良好 的经济效益。 参考文献 [1] 俞启香 1矿井瓦斯防治[M ].徐州中国矿业大学出版 社, 1992. [2] 袁 亮 1松软低透煤层群瓦斯抽采理论与技术[M ].北 京煤炭工业出版社, 2004. [3] 中国矿业大学 1井巷工程[M ].北京煤炭工业出版社, 1997. [4] 杨永琦 1矿山爆破技术与安全[M ].北京煤炭工业出版 社, 1991. 作者简介刘 健1975 - ,男,江苏泰兴人,讲师,现为 安徽理工大学在职博士研究生,主要研究方向为矿井瓦斯防治。 Tel 0554 - 6632689,E - mailjianliuaust1edu1cn 收稿日期 2006 - 06 - 09;责任编辑朱拴成 上接第15页 412 注浆加固底板薄弱带 为防止底板再次大量涌水,采用直流电法仪对 28071工作面进行了底板含水层富水性物探,查出 了低阻异常区分布,并根据低阻异常区的分布和断 层发育情况,在上副巷的14号点向里3 m及21 m 处各做一个钻场,在工作面第一个流水巷拐弯处做 了一个钻场,设计20个注浆钻孔,注浆孔的俯角 一般在20～30,孔深35～50 m,终孔层位为L7～8 灰岩岩溶裂隙含水层地底部,用于改善含水层,增 加隔水层的隔水能力。然后采用三部ZYG - 150型 钻机同时打钻,用SJ2 - 3A300注浆机、BEW250 注浆泵对底板注浆,浆液配比水 ∶ 水泥为017∶1, 注浆压力3～4 MPa,共施工钻孔20个,注入高标 号水泥10 t。 之后在工作面沿出水断层采煤过程中,断层的 涌水量都保持在15 m 3 /h左右,说明了注浆达到了 充填底板裂隙,增加隔水层抗压能力的目的。 28071工作面经过综合治理后,其水害影响明 显变小,已经能满足正常回采,目前该面已回采至 终采线附近,取得了较好的防治厚煤层综放工作面 水害的经验和经济效益。 参考文献 [1] 方曙晨,赵喜海,张风杰.厚煤层综放工作面底板出水机理 分析及防治[J ].煤炭技术, 2004 11. [2] 付成祥,王兵虎,冯 玉.高产高效综放工作面顶板水综合 防治[J ].中国煤田地质, 2004 增 . [3] 周笑绿,付民强,赖映星.综放工作面顶板突水与断层活化 的关系[J ].煤矿安全, 2005 1. 作者简介王铁牛1972 - ,男,河南西华人,工程师,从 事技术管理工作,现任郑州煤炭工业集团有限责任公司米村 煤矿地测科科长兼副总工程师。 收稿日期 2006 - 06 - 09;责任编辑曾康生 04 第34卷第11期 煤 炭 科 学 技 术 2006年11月