超厚易自燃煤层放顶煤开采瓦斯治理研究.doc

２００９年２月 矿业安全与环保 第３６卷第１期 超厚易自燃煤层放顶煤开采瓦斯治理研究 汪 东 （煤炭科学研究总院重庆研究院，重庆４０００３７） 摘 要以塔山矿为例，在分析采场裂隙特征基础上，实施采场卸压瓦斯抽放试验。提出由于超厚 而造成的低瓦斯含量煤层放顶煤瓦斯涌出量较大，且顶板的垮落不确定性易自燃煤层矿井瓦斯治理方案。现场试验表明，高位钻孔是解决易自燃、超厚煤层低瓦斯矿井瓦斯超限的有效办法。同时通过试验对高位钻孔进行调整，给出卸压瓦斯抽放高位钻孔合理参数。通过系统运行前、后比较，上隅角瓦斯浓度平均值降幅约２７％。 关键词低瓦斯煤层；裂隙；卸压；高位钻孔；瓦斯抽放中图分类号ＴＤ７１２ 文献标识码Ａ 文章编号１００８４４９５（加０９）０ｌ一００２３０３１．２放顶煤综采面瓦斯涌出分析 塔山矿８１０２综放工作面瓦斯由于顶板的垮落而涌出，达到第２次峰值后，工作面瓦斯涌出量急剧增加，本煤层瓦斯涌出与采空区瓦斯涌出（邻近层与采空区丢煤瓦斯涌出之和）比例变动较大，其中本煤层瓦斯占总瓦斯涌出的２１．６％，采空区瓦斯涌出占７８．４％。随着工作面推进，本煤层瓦斯涌出所占比例将进一步减小。 １．３采场裂隙特征及分析 通过相似材料模拟实验、图像分析和数值模拟计算［２１等方法，得出顶板岩层从开切眼开始，随着工作面推进，采动裂隙不断发展，采空区中部裂隙最为发育，当采出面积达一定值后，位于采空区中部的顶板岩层裂隙趋于压实，而在采空区四周存在连通的 瓦斯事故是煤矿井下“五大自然灾害”之一。在实现高产高效的综放开采工艺迅猛发展的同时，生产安全问题显得尤为突出，其中之一就是瓦斯问题。瓦斯事故具有极强的破坏性和巨大的危害性，特别对于煤层瓦斯含量低的矿井，由于人为心理麻痹，灾害往往更加突出。因此对于瓦斯含量低的超厚、易自燃煤层，由于落煤量大造成落煤瓦斯及采空区瓦斯涌出量大，其瓦斯治理更为困难。 １瓦斯治理试验 针对瓦斯含量低的厚煤层矿井特点，以塔山矿为例，提出煤层瓦斯含量低、超厚煤层矿井的瓦斯治理方案，即分析采场裂隙特征，测定瓦斯赋存及涌出和考察开采煤层自燃条件，通过理论分析和矿井实际特点制订试验方案及参数的确定。１．１试验工作面概况 塔山矿是一座设计生产能力为１５００万ｔ／ａ，低瓦斯超厚煤层大型现代化矿井。８１０２工作面为首采面，其开采的３’一５’煤层厚度为１１．１３１．７ｍ，平均煤厚１９．４ＩＴｌ。工作面长度为２３１ｍ，走向长度为ｍ，采高３．５ｍ，采用间接法测定的３’一５’煤层的瓦斯含量为１．６。１．９７ｍ３／ｔ，平均１．７８ｍ３／ｔ。煤层透气性系数为１７１．７１～４２８．８０矗／（ＭＰａ２・ｄ），透气性较好。首采面日产量按２００００ｔ计算，绝对瓦斯涌出量将达到２１．６７ｍ３／ｍｌｎ，单纯采用通风方法无法解决工作面回采时回风瓦斯超限问题。 １５３１ 离层裂隙发育区，其形状与老顶岩板破断的“卜ｘ” 形类似，即“０”形圈。根据砌梁理论【３］，煤层开采时，由于关键层在垮落前形成临时性的“半拱”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 学者一・ 式中＞ｈ。为不规则垮落岩层厚度，ｍ；Ｍ为煤层采 出厚度，ｍ；叩为煤炭回采率；．｜｝为采空区充填程度系数；矗。为垮落岩石的碎胀系数。 由于塔山煤层顶部受火成岩侵入６ｍ左右，煤质比较松散，结构非常复杂。考虑煤炭回采率时应有所偏高，取刁＝０．８，根据不规则冒采比与碎胀系数 收稿日期＂２００８０３０７；２００８１２０５修订作者简介汪 东（１舻），男，安徽安庆人。硕士，工程 关系曲线，不规则冒采比芝＾。／Ｍ＝ｏ．９５～１．４，此 时在回采煤层采空区上方可形成临时稳定结构，即 师，从事煤矿瓦斯防治技术科研工作。 万方数据 ２００９年２月 矿业安全与环保 第３６卷第１期 在（０．９５～１．４）Ｍ以下的岩层为不规则垮落带。 １．４ 放顶煤综采面防火分析 抽放瓦斯将增大采空区的漏风，扩大采空区易 自燃带范围，煤矿开采的工作面防火和瓦斯治理存在着很大的矛盾【４Ｊ。最佳治理效果是要求瓦斯抽放和采空区防灭火必须有机结合。 据研究ｂ】，不同氧化性的煤在供氧浓度大于等于５％～６％时，还可能在其着火温度前激烈氧化升温，有发火危险性，因此，将可能自燃带划分的氧指标定为６％≤９（０２）≤１８％，窒息带定为９（０２）＜６％。对于８１０２工作面采空区自燃“三带”考察，据测量束管埋入采空区的距离，和采空区束管取气样实验室分析结果，确定其自燃“三带”的范围０．５８ｍ为通风散热带；５８．１６３ｍ为可能自燃带；１６３ｍ以后为窒息带。塔山矿试采期间的日产量约２０ ０００ ｔ，推 进距离为３４ｍ，日常最短发火期为６８ｄ。因此在抽放时，必须控制好抽放力度，确保发火期间内，工作面推进距离大于可能自燃带。１．５钻孔参数及抽放工艺 回采时采空区瓦斯涌出量大，为了及时有效抽放采空区垮落带及断裂带积聚的大量高浓度瓦斯，减少采空区的瓦斯涌出量，通过钻孔实验数据分析，试验研究采用倾斜高位钻孔顶板抽放瓦斯技术。倾斜钻孔的布置方式由工作面顶板垮落特征决定，考虑到顶板垮落存在不确定性，分别以Ａ，Ｂ两组参数（每组３孔）形式布置，同时在工作面推进过程中，根据测得的参数以及电视钻孔数据分析，再进行重新调整。 １．５．１倾斜钻孔布置 倾斜钻孔抽放是在工作面的回风巷煤壁向煤层顶板方向施工钻孔，钻孔终孔位置位于采空区上方裂隙带内，抽放采空区和邻近层的瓦斯，其钻孔布置见图１。 空区 图１８１０２工作面钻孔布置图 根据采空区顶板垮落特征以及覆岩不规则垮落高度，同时考虑塔山矿煤层为超厚煤层，其顶部由于火成岩侵入，顶板为不同岩性薄层互层型复合结构特点，把高位钻孔的终孑Ｌ点布置在煤层顶板以上 １０ ｍ到煤层顶板以下２．５ｍ之间，具体参数见表ｌ。 ・２４・ 万方数据 表１抽放钻孔参数 １．５．２抽放工艺 根据抽放经验，８１０２工作面高位钻孔抽放负压定为１５２０ｋＰａ，抽放瓦斯浓度可达４０％左右。边采边抽的钻孔抽放负压为５ｋＰａ左右。 ２抽放效果 ２．１钻孔抽放效果考察 对Ａ，Ｂ类所有钻孔进行了抽放参数考察，抽放量在０．１０５。０．７５１ｍ３／ｍｉｎ，抽放浓度在１．１３％～７２．４６％，其中，Ａ类３４孔和Ｂ类２。孔的抽放效果较好，平均抽放量分别达到０．２２，０．３５ｍ３／ｍｉｎ。Ａ类３。孑Ｌ和Ｂ类２。孔在钻孔有效期间，其抽放浓度、抽放纯量与Ａ，Ｂ类钻孔距工作面的距离的关系见 图２－一３。 ３０２５ 蔷２０ 毹鲥黻 磋 莓１５记 １０寒 ≮ Ｏ．３５ ．３０。１ ．２５邑 ｋ≮ ．２０冀 ．１５ ５／｛ｈ蕞．１０记 ｈ ．０５羹 Ｏ ０ ３３．５３０．０２８．０２４．５２０．３１７．０１４．０１１．６９．５ ５．０ 距工作面距离／ｍ 图２Ａ类３’钻孔抽放瓦斯流量、浓度以及 距工作面距离示意图 ∞如爪 ０７Ｏ６∞／／＼个纯流量 Ｏ５如 ／．ｋＩＯ４／． Ｏ３加卜 莲倒磋每回餐毒 ／／／∥瓦斯浓度 ＼＿、１－／、、Ｏ２ｍ ／ ．．．＼．◆－１ Ｏｌ Ｏ Ｏ ３３．５３０．０２８．０２４．５２０．３１７．０１４．０１１．６ ９．５ ５．０ 距工作面距离／ｍ 图３ Ｂ类２。钻孔抽放瓦斯流量、浓度以及 距工作面距离示意图 ２００９年２月矿业安全与环保第３６卷第１期 由图卜３可看出，当工作面距开孔点３３．５．表明，系统运行前，上隅角瓦斯浓度平均值大约在２８ｍ，Ａ类３。孔的平均抽放量为０．１６ｍ３／ｍｉｎ，Ｂ类１．６５％，系统投入运行后，上隅角瓦斯浓度平均值大２。孔的平均抽放量为０．２７ｍ３／ｍｉｎ；当钻孔进入采空约在１．２％，降幅为２７％。 区的水平投影为１０～２０ｍ，抽放量随着工作面的推 进急剧增加，３。孔的平均抽放量为０．２８３结论 ｍ３／ｍｉｎ， ２。孔的平均抽放量为０．５５ｍ３／ｍｉｎ；当工作面距钻孔１）结合采场裂隙特征及塔山矿实际，沿煤层回距离小于１７ｎｌ时，抽放量开始下降，一直至开孔点采方向向采空区裂隙带、超前采动工作面裂隙施工距工作面距离为５ｍ左右钻孔失去作用为止。高位钻孔，并进行钻孔参数及时调整，８１０２工作面上 分析表明，工作面距开孔点距离小于１７ｍ时，隅角瓦斯浓度从１．６５％降低到１．２％，降幅约２７％。钻孔抽放效果开始逐渐衰减。为了保证抽放效果，高位钻孔对低瓦斯超厚煤层可以达到较好瓦斯抽放此时应该利用下一组钻孔来进行接力抽放。钻孔的效果，能有效保证工作面生产安全。 终孔点位于煤层顶板５１０ｍ，且距巷帮的水平投影２）工作面距高位钻孔开孔点２８１７ｍ时（即钻距离为３０３５ｍ为宜。孔进入采空区的水平投影为１０～２０ｍ），瓦斯抽放效２．２工作面抽放效果考察果最佳。 根据抽放效果分析进行钻孔调整，把钻孑Ｌ终孔３）高位钻孔终孔点位于煤层顶板５～１０ｍ，且点分布在距离回风巷道水平距离２５～３０ｍ，距离顶距巷帮的水平投影距离为３０～３５ｍ为宜。板约５ｍ区域，均匀分布。调整钻孔前后８１０２工作 面抽放情况如图４所示。参考文献 ［１］李成武．低瓦斯矿井瓦斯异常区域综合治理技术［Ｊ］．煤 ２．５ 述２．０＾炭科学技术，２００５（３）１． 一 划［２］张明华．防治低瓦斯矿井瓦斯事故的对策［Ｊ］．煤矿安全，蒜１．５啾ｆ＼∥＾ｆＬ＾＾＾＾．２０００（１２）． 莓 证１．０一＼一ｌｌｆ、＼ｆⅥ√人＾＾／～ｋＩＶ一［３］钱鸣高，缪协兴，许家林，等．岩层控制的关键层理论Ｏ．５［Ｍ］．徐州中国矿业大学出版社，２０００． 梦◇≯妒夕嗍≯◇◇护［４］张福成．采取综合措施预防采空区自然发火［Ｊ］．煤炭 工程，２００５（９）３８３９． 图４上隅角瓦斯浓度变化曲线［５］卢平，张士环．高瓦斯煤层综放开采瓦斯与煤自燃综合 治理研究［Ｊ］．中国安全科学学报，２００４（４）７０． 对该工作面采空区抽放钻孔的抽放效果考察（责任编辑吴自立）（上接第２２页） ３．４技术经济分析 整个系统的运行成本主要体现在人工费、电４结论与建议 费、热力费、水费、设备折旧费等费用。计算分析表该研究项目通过在平煤四矿的应用，取得了传统明，３个月运行期间降温系统成本为１９３．５万元。降温方法无法达到的降温效果，系统可靠、运行成本 根据四矿生产统计报表，２（Ｋ１７年５－７月为降温低廉，充分利用了瓦斯发电厂的烟气余热，实现了变前，８月以后为降温期，降温后，降温工作面共增产废为宝、发展循环经济的思想，符合国家产业政策。原煤１３２３６０ｔ。影响矿井产量的因素较多，根据国该项目的降温模式，在有余热可利用的情况下，外统计，就降温角度而言，气温增加１ｏＣ，矿井生产可以利用热一乙二醇模式和热一电一乙二醇模式；效率降低６％～８％，反之，采用降温措施后，气温每没有余热利用的情况下，可直接采用电一乙二醇模降１℃，矿井生产效率提高６％～８％，实际降温幅度式，均能可靠、低运行成本解决井下高温热害难题。按８℃考虑，则提高的劳动生产效率为４８％以上，因可适应任何类型高温矿井。 此由于降温而提高的产量如下１３２３６０４８％＝该项目的６种运行模式，每一模式可解决任何６３５３２．８ｔｏ吨煤售价４２０元，扣除吨煤生产可变成本煤矿的高温热害问题，可为我国矿井降温工作提供２１０元，则直接创造经济效益６３５３２（４２０２１０）一多方面的科技成果和实践经验。 １９３．５１１４０．７万元，每月可产生纯利润１１４０．７（责任编辑吕晋英）３３８０．２万元。 ・２５・ 万方数据