保护层开采顶板走向钻孔抽放设计方案.pdf

保护层开采顶板走向钻孔抽放设计方案 南建革 1 ,李青松 2 ,覃木广 2 1 1阳城县侯甲煤矿 山西 阳城048100; 21河南理工大学 安全学院,河南 焦作454003 [摘 要] 根据保护层开采特点,潘二矿B6煤层的开采将对B4煤层突出危险煤层进行卸压保 护,但其卸压保护范围、保护效果等都需要进行科学考察确定。同时, B6煤层开采过程中,下部邻 近层瓦斯必然大量向其开采空间涌出,需要寻求有效的综合瓦斯治理措施,从理论上对保护层开采顶 板走向钻孔抽放设计进行分析,设计切实可行的抽放方案具有重要研究意义。 [关键词] 保护层;走向钻孔;抽放;冒落带;关键层 [中图分类号] TD71616 [文献标识码] B [文章编号] 100626225 2007 0520080204 Design Project of GasDra inage with Strike Bore in Roof duringM in ing Protective Coal Seam [收稿日期] 2007 - 01 - 07 [作者简介]南建革1966 - ,男,山西晋城人,助理工程师,现任侯甲煤矿矿长。 1 矿井概况 淮南矿业集团下属潘二煤矿西一B组采区开 采范围东以F19断层为界,西至F203断层。开采上 限为- 330m标高,开采下限至- 530m标高。西一 B组采区主要可采煤层4层,即B8 - 2, B7 - 1, B6 - 1, B4 - 1;煤层平均厚度分别为2180m, 2140m, 118m, 410m,煤层倾角6～20,平均层间距分别 为1013m, 1813m,3619m。B6 - 1煤层平均厚度为 118m,与B4 - 1煤层相距3619m。本区主采南一采 区和西一采区之间煤层,煤层走向长780m,倾斜 宽620m。该区域B4 - 1煤层瓦斯含量8～12m 3 /t, 其上覆B6煤层煤巷掘进期间瓦斯涌出量在1m 3 / min左右, B6煤层一阶段回采期间瓦斯涌出量约 30m 3 /min。从建井期间揭煤情况看, B4 - 1煤层具有 较为严重突出危险性,建矿以来B4 - 1煤层突出10 余次, 1987年西二运输石门揭煤突出煤量1576t, 瓦斯22000m 3。 2 上保护层开采布置 211 保护层与被保护层工作面回采巷道布置 上保护层B6煤层一阶段即12116回采面 上风巷通过联络斜巷与西一B回风石门相透,运 输巷通过联络斜巷与西一B采区新增通风行人上 山相透; B4 - 1煤层西一B采区一阶段即12114回 采面上风巷通过12114进料石门与西一B采区 回风上山相联;运输巷与西一B采区B4 - 1煤层上 山相构通,形成进回风系统。12116下巷由新增通 风行人上山在B5煤层揭露处向上施工至B6煤层, 然后直接沿走向向南一采区施工, 12114下巷则由 B4 - 1煤层上山施工。该块段12116上风巷与12114 上风巷平距外错2m, 12116下巷与12114下巷平 距外错19m, 12116始采线、终采线与12114外错 平距为20m。西一B采区B6煤层一阶段12116工 作面设计上风巷长788m,下运巷长760m,倾斜宽 152m,预计在保护范围内的B4 - 1煤层一阶段12114 工作面走向560m,倾斜宽130m。 212 B4 - 1煤层底板抽排巷道布置 从西一B采区西一B中部石门掘进一斜巷至 - 400 m标高处,在12114工作面的B4 - 1煤层底板 砂岩中布置一条12114底板抽排巷,该巷在倾斜方 向为12114工作面中部偏向运输巷4m处。巷道到 B4 - 1煤层底板的垂距为28m,设计长度773m。底 板抽排巷采用断面为214m214 m的直墙半圆拱, 锚喷支护。岩巷的主要目的是作为B4煤层的瓦斯 抽放巷道、保护层参数考察巷道。 3 瓦斯抽放方式选择 311 瓦斯抽放的必要性 根据开采层瓦斯涌出量来源计算得知 q q1 q217121 m 3 /min 1 式中,q1为本煤层瓦斯涌出量, m 3 /min;q2为邻 近层瓦斯涌出量, m 3 /min。 其中本煤层瓦斯涌出量计算公式为 q1 k1k2MLV ρ X -X0 1440 2 08 第12卷 第5期总第78期 2007年10月 煤 矿 开 采 CoalMining Technology Vo1112 No15 SeriesNo1 78 October 2007 式中,k1为瓦斯涌出不均衡系数,取115;k2为采 煤方法系数,k2L- 2L1/L;L为采煤工作面 长度,取152m;L1为巷道排放宽度,取13m;M 为采高, 212m;V为日进度, 2m;ρ为密度114t/ m 3 ;X为煤层原始瓦斯含量, 615m 3 /t;X0为煤层 残余瓦斯含量, 310m 3 /t。 计算得本煤层瓦斯涌出量q12183m 3 /min。 其次邻近层瓦斯涌出量计算公式为 q2Σ n i 1 m i/M Xi - X0iβi3 式中,M为采高;Xi,X0i为邻近i煤层原始瓦斯含 量和残余瓦斯含量,取X0i 310m 3 /t;mi为邻近i 煤层厚度, m;βi为邻近i煤层排放系数。 计算结果见表1。 表1 保护层开采工作面瓦斯涌出量计算结果 煤层号 煤厚 /m 原始瓦 斯含量 /m3t- 1 距开采 层间距 /m 排放系 数β 瓦斯涌 出量/m3 min- 1 百分比 / B8 - 2213551018144018611881019 B7 - 1215551011150019021091211 B62120615本煤层21831614 B5 - 201986152213801861134718 B5 - 111106152618601841147815 B4 - 2019681036101018211791014 B4 - 131281038172018051823318 合计1712110010 由式1计算12116回采面瓦斯涌出量为 17121m 3 /min,风排瓦斯量最大为516m 3 /min,剩 余11161m 3 /min必须采用底板穿层钻孔卸压抽放、 12116工作面顶板走向钻孔高位抽放等技术措施进 行首采层瓦斯综合治理,才能保证首采保护层 12116工作面的正常安全生产。对被保护层进行瓦 斯抽放同样可以降低其工作面煤巷掘进和回采时的 瓦斯涌出量,对提高煤巷掘进以及回采速度有着重 要的作用。 另外,被保护层进行瓦斯抽放作为区域性防治 煤与瓦斯突出技术措施也是非常必要的。 312 抽放方式的选择 根据预测结果,保护层B6掘进工作面瓦斯涌 出量小于2m 3 /min,掘进过程中可用通风解决瓦斯 涌出。B6回采面12116工作面瓦斯涌出量经预测 为17121m 3 /min,通风排瓦斯量可解决516m 3 / min,剩余11161m 3 /min主要采用B4底板抽排巷向 B4 - 1, B4 - 2煤层打穿层抽放钻孔进行拦截抽放和 12116工作面顶板走向长钻孔抽放采空区瓦斯等技 术措施进行瓦斯综合治理。 经预测, 12116工作面的瓦斯涌出量中,下邻 近层B4 - 2, B4 - 1占4412。因此,处理B4 - 2, B4 - 1 煤层的卸压瓦斯无疑是开采层瓦斯综合治理的关键 所在。所以本次瓦斯抽放设计拟采用12114底板岩 巷向12114采面打穿层钻孔卸压抽放下邻近层B4 瓦斯为主、12116工作面顶板走向钻孔抽排采空区 瓦斯为辅的综合抽放方法。 本论文将针对12116工作面顶板走向长钻孔抽 放进行设计探讨。 4 顶板走向钻孔抽放设计理论分析 411 采空区顶板卸压覆岩岩层移动规律 图1为钱鸣高院士提出的砌体梁理论对采动影 响岩体移动规律的整体的 “ 横三区 ” 、“ 竖三带 ” 的认识。即沿工作面推进方向上覆岩层将分别经历 煤壁支承影响区、离层区、重新压实区,由下而上 可将采空区覆岩移动划分为冒落带、裂隙带、下沉 带。如图1所示。 A 煤壁支承影响区 a ～b ; B 离层区 b ～c ; C 重新 压实区 c ～d ;Ⅰ 冒落带;Ⅱ 裂隙带;Ⅲ 弯曲下沉带 图1 上覆岩层移动的 “ 横三区 ”与 “ 竖三带 ” 采场上部覆岩是一系列岩层的有序组合,而层 状组合中有一层或几层较为坚硬的厚岩层对控制整 个上覆岩体的变形与破坏起主要的作用,这种坚硬 的岩层一般为基本顶坚硬砂岩称为关键层。 采场覆岩中的关键层未破断失稳前,关键层下 部岩层将产生不协调性的连续变形离层;在卸压区 内岩层以拉应力为主,当其超过岩体的极限抗拉强 度时,便出现纵向裂隙,因此在顶板覆岩周期断裂 时在煤壁前方顶板岩层内产生开口向上的纵向裂 隙,在煤壁后方顶板岩层内产生开口向下的纵向裂 隙。 412 冒落带的冒落高度及结构特点 煤层回采后,垮落的直接顶不能完全充填采空 区,在其上方仍有一定的空间,使得上部的岩层在 矿压作用下继续垮落,随着覆岩的不断垮落,其空 间不断减少,此时抗拉强度较大的关键层或亚 关键层在垮落前可形成临时性结构,如 “ 半拱 ” 18 南建革等保护层开采顶板走向钻孔抽放设计方案2007年第5期 结构。直接顶岩层垮落后,覆岩不规则垮落冒高与 煤层采出厚度的关系如下 Σh1 M η kp kn- k -14 式中,Σh1为不规则冒落岩层厚度, m;M为煤层 采出厚度, m;η为煤炭采出率;k为采空区充填 程度系数;kp为冒落岩石的碎胀系数。 由式4可见,顶板覆岩不规则垮落的冒高 与采高、煤炭的采出率、冒落岩石的碎胀系数kp 及采空区的充填程度k相关。图2为 η 018时不 同的采空区充填程度k条件下不规则冒采比与采空 区冒落岩石碎胀系数的关系曲线。 图2 不规则冒采比与碎胀系数的关系曲线 图3 稳定冒采比与碎胀系数的关系曲线 由于工作面的不断推进和基本顶的回转,临时 性稳定结构最终必将失稳和垮落,从而形成规则垮 落带并形成最终稳定结构。关键层下部覆岩的规则 垮落高度 Σh2与覆岩关键层 或亚关键层断裂 岩块的回转角θ 、采高M、碎胀系数kp、关键层断 裂岩块的长度L与岩体的强度和厚度有关等。 可以下式表示 sinθM -Σh2 K p - 1 L 5 由式5可知,关键层断裂后稳定冒落带的 冒采比可由式6表示 Σh2 M 1 -L /Msinθ Kp- 1 6 图3为覆岩关键层不同破断间距基本顶周 期来压间距条件下稳定冒采比与碎胀系数Kp的 关系曲线。由图2、图3可以看出 1自回采空间至采空区深部,冒落岩块经 重新压实后,冒落岩块的碎胀系数将逐渐降低 一般由靠近回采空间的1135～1130降低到采空区 深部50～100m处的112左右 , 煤炭回采后,采 空区上方覆岩的不规则冒高和稳定冒高随距采空区 方向逐渐增加直至趋于一稳定值,并随覆岩关键层 的断裂而呈周期性波动变化。 2当k 018,kp 1125～1135时,不规则 冒采比Σh1/M110～113,此时在回采煤层采空区 上方可形成临时性稳定结构,即可以认为在 1 10 ～11 3 M以下的岩层为不规则垮落带。其与我国 部分煤层开采实测结果是一致的。 3当 θ 6～8,L /M 3～4,kp 112～ 1125时,稳定的冒采比 Σh2/M 1192～3143,形 成顶板覆岩移动破坏稳定结构的位置一般距煤层顶 板 1 192～31 43 M,这与回采面的实测结果也是 一致的。 目前我国开采煤层厚度一般为2～8m 炮、综 采2～3m,综放开采5～8m ,基本顶周期来压步 距一般为15～25m,覆岩关键层破断的最大回转角 6～8,综上分析可见, 1 10～11 3 M以下的直 接顶岩层为不规则垮落带, 1 192～31 43 M之间 的覆岩为规则垮落带。当距煤层 1 192～31 43 M 处存在较坚硬的覆岩关键层时,可形成稳定的 “ 砌体梁 ”结构;而在该位置不存在较坚硬的覆岩 关键层时,规则冒落带将继续发展,直至形成稳定 结构。 413 顶板走向长钻孔合理布置区域分析 自工作面至采空区覆岩移动稳定处不规则冒高 和稳定冒高是逐渐增大的见图2,图3 ,在基 本顶周期来压破断前,在A区的直接顶将由裂隙 带向规则冒落带和不规则冒落带逐渐过渡。而且冒 落线随工作面煤壁移动而周期性地移动。回采工作 面顶板覆岩卸压抽放瓦斯主要是解决回采面上隅角 瓦斯超限,其主要应处理的瓦斯应是工作面上部向 采空区延深20m区域积聚的瓦斯,因此卸压抽放 钻孔在层位上应布置在该区域上覆岩层的裂隙区下 部及规则冒落带上部,而不是采动稳定后稳定的裂 隙带下部其在靠近工作面的A区可能裂隙很不 发育,导致有效抽放量不大和抽放效果差。由图 28 总第78期煤 矿 开 采2007年第5期 2、图3分析可知,当距煤层1192m～3143m规 则垮落带处存在较坚硬的覆岩关键层时,则合 理钻孔孔位应布置在关键层下部和紧贴关键层的岩 层上部区域;若在该位置不存在较坚硬的覆岩关键 层时,冒落将继续向上发展,则合理钻孔孔位在层 面法向应布置在裂隙带与规则垮落带交接处区域。 顶板覆岩卸压抽放钻孔的合理平距取决于钻孔在靠 近回采空间上方孔位是否在顶板覆岩移动破坏的裂 隙发育区,其由顶板覆岩采动冒落后规则冒高和发 育裂隙区来确定。相似模拟试验、几何参数的理论 计算和现场实际考察表明,对煤层倾角为0～20 的回采面,顶板覆岩卸压抽放钻孔在合理法距的区 域范围内,布置在距工作面回风巷0～25m平 距处均可收到好的效果。煤层倾角越大,平距 的范围将缩短。 5 12116工作面顶板走向钻孔设计 根据以上分析,结合本矿实际特点,在12116 工作面上风巷向工作面上方裂隙带附近施工一定数 量的顶板走向抽放孔,以抽放12116工作面采空区 瓦斯,拦截上邻近层卸压瓦斯并减小涌向12116工 作面的瓦斯量。预计顶板直向钻孔抽放量为6～ 8m 3 /min。 具体钻场、钻孔布置见图4,设计钻孔参数见 表2。 图4 12116工作面顶板走向长钻孔布置 表2 顶板走向长钻孔设计参数 钻孔 编号 方位角 / 倾角 / 孔深 /m 距B4顶板距离/m 重叠钻场位置终孔 1136380918910193 21343801014411163 31343801015411174 41315801314115152 51315801315115163 511 钻场布置 12116工作面回风巷沿走向共布置12个钻场, 即利用轨道巷向煤层顶板掘进巷帮钻场,钻场间距 60m。钻场规格为宽 高 414m216m,采用锚 索网支护。钻场布置在B6煤层顶板岩石中。 512 顶板走向钻孔布置 每一个钻场内向工作面方向施工5个钻孔,钻 孔终孔水平间距控制在从上出口向下5～25m的范 围内,离顶板高度控制在8～15m,开孔水平间距 不小于500mm,离钻场底板不低于112m。 第一个钻场设计孔深60m,后面钻场钻孔与前 面钻场钻孔压茬不低于20m,开孔用 108mm岩芯 钻头带 108mm岩芯管施工10～15m,换 94mm 复合片钻头带 73mm导向管一直施工到孔底。 为保证钻场接替期间的抽放效果,在两个钻场 之间B6回风巷中,在距钻场30m位置施工2个沿 顶板走向边孔,边孔垂高控制在距B6煤层顶板10 ～15m,距工作面上出口向下10～25m区域,具体 设计参数待钻孔施工时确定。 6 结论 通过底板穿层钻孔与顶板走向钻孔抽放后,预 计剩余瓦斯涌出量为4137m 3 /min,炮采工作面瓦 斯涌出不均衡系数为114,根据计算初定12116工 作面开采风量为800m 3 /min。在回采过程中,通风 部门根据实际情况及时调整风量。 综上设计与分析, 12116工作面回采期间,底 板穿层钻孔抽放瓦斯15～20m 3 /min、顶板走向钻 孔抽放瓦斯4～6m 3 /min、风排瓦斯4137m 3 /min, 共计30137m 3 /min,能够满足瓦斯治理的需要,保 证安全回采。上述是基于理论与矿井实际相结合得 出适用于保护层开采的顶板走向钻孔抽放设计方 案,在实践中参数几经考察,希望能够在其他相似 矿井得以推广运用。 [参考文献] [1 ]王兆丰 1矿井瓦斯涌出量预测方法研究.国家 “ 七五 ”科技 攻关项目研究报告[ R ]1抚顺煤炭科学研究总院抚顺分 院, 19901 [2 ]中华人民共和国煤炭工业部 1防治煤和瓦斯突出细则[M ]1 北京煤炭工业出版社, 20051 [3 ]涂 敏,刘泽功 1顶板抽排瓦斯钻孔位置相似模拟研究[ J ] 1矿业安全与环保, 2002 8 6271 [4 ]李 鸿 1矿山压力的相似模拟试验[M ]1徐州中国矿业大 学出版社, 19881 [5 ]张 澍 1顶板走向高位钻孔抽放瓦斯技术[ J ]1煤炭技术, 2006 4 812821 [责任编辑;邹正立] 38 南建革等保护层开采顶板走向钻孔抽放设计方案2007年第5期