大气压变化对采空区瓦斯涌出的影响及其防治.pdf

582020 年第 8 期 收稿日期 2020-05-15 作者简介 胡德萍（1969-），男，汉族，江西省萍乡市人，1991 年 7 月毕业于江西煤炭工业学校地测专业，毕业后一直在安源煤 矿从事技术工作，现任安源煤矿总工程师。 大气压变化对采空区瓦斯涌出的影响及其防治 胡德萍 廖志成 （江西煤业集团有限责任公司萍乡分公司安源煤矿，江西 萍乡 337000） 摘 要 地表大气压变化引起井下采煤工作面风压同步变化，采空区气体随着大气压的变化呈“膨胀收缩”的“呼吸” 状态，导致采空区瓦斯异常涌出。通过分析发现这一过程的变化原因和规律，并通过风量调节、工作面调节升压、采空区 高位钻孔瓦斯抽放等防治措施，解决了这一隐患，确保了工作面安全生产。 关键词 大气压变化 采空区 瓦斯涌出 治理技术 中图分类号 TD712.5 文献标识码 B doi10.3969/j.issn.1005-2801.2020.08.021 Influence of Atmospheric Pressure Change on Gas Emission in Goaf and Its Prevention Hu De-ping Liao Zhi-cheng Jiangxi Coal Industry Group Co., Ltd., Pingxiang Branch Anyuan Coal Mine, Jiangxi Pingxiang 337000 Abstract The change of surface atmospheric pressure causes the synchronous change of air pressure in underground coal mining face. With the change of atmospheric pressure, the air in goaf presents “expansion contraction“ breathing state, which leads to abnormal gas emission in goaf. Through the analysis, the causes and laws of this process were found out, and the prevention measures such as air volume regulation, working face pressure regulation and gas drainage from high-level borehole in goaf were adopted to solve the hidden danger and ensure the safety production of working face. Key words changes in atmospheric pressure goaf gas emission treating technology 大气压变化是客观存在的自然现象，其变化对 矿井采空区瓦斯涌出有着较大的影响，是矿井瓦斯 防治的难点。安源煤矿经过对 333 综采工作面的长 期观测，分析大气压对瓦斯涌出的影响规律，采取 通风系统调整、采空区瓦斯抽放等技术，对大气压 变化影响采空区瓦斯涌出治理取得了较好的效果。 1 矿井概况 安源煤矿是一个具有一百二十多年开采历史 的矿井，核定生产能力 78 万 t/a。现主采南翼下煤 组大槽煤层，层位稳定，全层厚 2.0218.56m，一 般 8.47m，纯煤厚度 1.576.80m。煤层结构复杂， 含夹矸 39 层，多为灰色粉砂岩及细砂岩，厚度 0.10.5m。矿井为低瓦斯矿井，煤层瓦斯含量为 3.14ml/g。2019 年矿井绝对瓦斯涌出量为 5.76m3/ min，相对瓦斯涌出量为 5.74m3/t，煤尘有爆炸性， 煤层自燃倾向性等级为二类自燃。矿井采用混合抽 出通风方式，矿井总进风量 5197m3/min，总排风量 为 5716m3/min。333 通风系统示意图如图 1。 图 1 333 通风系统示意图 592020 年第 8 期 2 大气压变化与采空区瓦斯涌出变化规律 2.1 工作面简介 3214 采区 333 工作面煤层结构复杂，厚度变化 较大， 煤层平均厚度5m左右。 该工作面为单斜构造， 走向 N10 45 E，倾角 NW ∠ 10 15。工 作面走向长度 260m，倾斜长度平均 90m。工作面 采用综合机械化放顶煤开采，采空区顶板管理为全 部自然垮落法。煤层顶底板情况见表 1。 表 1 煤层顶底板情况表 顶底板名称岩石名称厚度 /m岩性特征 伪顶页岩、煤01.0 灰黑色，薄层状， 夹煤线 直接顶页岩1.5黑色致密状页岩 老顶粉砂岩10.0 黑色薄状泥岩夹薄 层状粉砂岩 老底细砂岩8.0 深灰色细砂岩夹薄 层泥岩，黑炭化， 光滑面 2.2 一天中大气压变化规律 地表大气压即为地表空气的绝对静压。地表大 气压是随时随地变化的，大气压与空气温度和湿度 等因素有关，空气温度和湿度越低，气压就越大， 反之越小。在 2019 年 10 月对上述 333 回采工作面 瓦斯及气压进行了连续监测，定时记录，现取用一 天记录，见表 2。 表 2 2019 年 10 月 15 日大气压与绝对瓦斯涌出量 时间 大气压 （kPa） 瓦斯绝对涌出量 （m3/min） 800100.5 0.205 900100.5 0.241 1000100.45 0.369 1100100.4 0.413 1200100.34 0.758 1300100.28 0.983 1400100.05 1.23 150099.75 2.05 160099.70 2.255 170099.70 2.289 180099.80 1.64 190099.90 0.902 2000100.01 0.355 通过实际观测数据，在一天内大气压在下午 1200 ～ 1700 逐渐变低，随后大气压逐渐升高。 如果连续下雨天气，一天中大气压较为稳定，变化 相差 0.3kPa 左右。连续几天晴朗天气，大气压一天 中下午 12001700 时间段与其他时间段相比变 化较大，变化相差最大值 0.8kPa 左右。 2.3 大气压变化与瓦斯涌出变化规律 333 采煤工作面采用负压通风方式，按照规程 要求调配适当风量，工作面运输巷与风巷存在标高 差，运输巷与风巷存在相对压差，并且工作面各段 具有相对压差，从工作面运输巷往风巷压差逐渐增 加，地面大气压变化时井下各点绝对静压必然同步 变化。从监测数据可知，当大气压增大时采空区瓦 斯涌出量降低，当大气压突然大幅降低时，采空区 瓦斯涌出量增大。 安源矿大槽煤层瓦斯含量相对较低，采煤工作 面开采过程中，煤层中瓦斯解析一部分随着风流排 入回风巷，另一部分会积存在采空区顶部。采空区 可视为半封闭容器，根据波义耳定律，在等温过程 中，气体的体积与绝对静压成反比变化，即 T1T2时，V2/V1P1/P2 式中 T- 温度； V- 气体体积； P- 静压。 采煤工作面采空区内绝对静压相对不变时，当 采煤工作面绝对静压发生变化时，受静压变化影响 必然会出现采空区气体体积膨胀或收缩现象，表现 为采空区有害气体异常涌出或外界向采空区漏风的 “呼吸” 现象。 通过对333机采工作面的观测发现， 井下任意测点风流的绝对静压是随大气压变化而同 步变化的，地面大气压变化必然引起采煤工作面绝 对静压发生变化，当地面大气压降低时采空区瓦斯 向工作面涌出。 3 大气压降低时采空区瓦斯涌出防治技术 333 机采工作面采用“ U”型通风方式，工作 面正常开采过程中回风巷瓦斯浓度 0.050.2， 风排瓦斯量相对较低。但是受地表大气压突然降低 的影响，工作面回风巷风流中的瓦斯浓度出现增大 趋势。大气压下降压差值越大，在工作面风量一定 时则回风巷瓦斯浓度增加越明显，造成工作面瓦斯 涌出量极不稳定。在表 1 中，大气压在 100.5kPa 时 绝对瓦斯涌出量 0.205m3/min，大气压在 99.70kPa 602020 年第 8 期 时绝对瓦斯涌出量 2.289m3/min，采空区瓦斯涌出量 与大气压成反比变化。 3.1 工作面增加风量稀释瓦斯浓度 333 机采工作面配风量 410m3/min，工作面受大 气压变化经常出现瓦斯超过 0.5 预警值的情况， 采取增加工作面风量来稀释瓦斯浓度的措施，将 333 工作面风量调整为 510m3/min 后，工作面瓦斯 浓度降低明显。由于增加风量过大不利于防治煤炭 自然发火，所以仅采用增加风量的措施不能完全遏 制瓦斯涌出量随大气压变化而出现的异常涌出。 3.2 调节增大工作面静压减小采空区压差值 针对大气压变化会出现采空区瓦斯异常涌出的 现象，在 333 机采工作面风巷安装一套可调节风门 来增大工作面静压，达到遏制采空区大气压变化带 来的瓦斯涌出现象。监测矿井地面大气压变化，当 大气压降低时，在工作面风巷调节风门以达到增大 静压遏制采空区瓦斯涌出量增加的目的，虽然效果 明显，但是操作不太方便。 3.3 采取高位钻孔抽放采空区瓦斯 通过分析大气压变化与采空区瓦斯涌出的规 律，结合 333 工作面地质构造及开采工艺，在 333 工作面采用高位钻孔瓦斯抽放技术，通过采空区抽 放形成一定负压，减少大气压降低引起的采空区瓦 斯涌出量。通过采用高位钻孔交替抽放采空区顶部 瓦斯形成负压，使采空区静压在地表大气压突然降 低时，由于采空区高位钻孔负压抽放，使采空区内 外气压差相对减少。并且高位钻孔的抽放，使大量 瓦斯通过抽放管输送至地面，达到了有效降低采空 区瓦斯大量涌出的效果。未采取高位钻孔抽放时， 当大气压降低至 0.70.8kPa 时，工作面回风流瓦斯 浓度 0.60.7 左右；采取高位钻孔抽放时，当 大气压降低 0.70.8kPa 时，工作面回风流瓦斯浓度 0.2 左右。 3.3.1 高位钻孔的布置 在 333 采煤工作面风巷距工作面回风隅角 10m、20m 处布置 2 组钻孔，每组 4 个钻孔，见 图 2。高位钻孔 1 号、2 号、5 号和 6 号平行风巷 靠近下帮内侧棚顶，设计坡度 30，施工 20m 终 孔于工作面尾或风巷顶部岩层裂隙，起、终孔标高 差 10m；3 号、7 号和 4 号、8 号钻孔分别与风巷 20夹角和 30夹角，施工 20m 终孔于工作面顶 部岩层裂隙，起、终孔标高差 10m。每个钻孔坡度 20 25，每组钻孔相距 10m，形成钻孔交替 方式，工作面推进至第一组一半时，第二组钻孔可 以循环接替。并且采用短孔抽放可以大幅提高抽放 效率和避免长期抽放一个地点不利于防治煤炭自然 发火的缺陷。 图 2 高位钻孔布置示意图 3.3.2 高位钻孔施工 （1）钻孔施工设备 钻机型号ZL-500 型； 钻杆直径Φ45mm，长度 700mm； 钻头直径Φ75mm，合金钢钻头。 （2）钻孔基本要求 ① 在工作面回风巷处安装好钻机，其钻机方位 坡度按设计的方案而定，并打好固定柱，先按钻孔 设计位置参数进行开孔。 ② 施工钻孔时，观察钻孔返水情况，一般距设 计钻孔距离近时，钻孔不返水，则可以确定钻孔已 到达采空区顶部裂隙中。 ③ 钻孔终孔后，按要求下入套管，套管长度要 与钻孔长度相近。 ④ 保证钻孔封孔质量，封孔长度要达到 0.8m 以上，防止钻孔漏气而降低抽放效率。 3.3.3 瓦斯抽放 安源矿建有两套 90kW 集中瓦斯抽放系统，管 路连接至各个生产采区，瓦斯泵抽放负压 38kPa， 通过主抽放管路连接至采区工作面高位钻孔。当钻 孔检测瓦斯低时，则关闭钻孔不进行抽放，保留 12 个高位钻孔进行抽放；当大气压突然降低时， 增加高位钻孔数量进行采空区抽放，此时就可以减 少采空区内外压差和采空区顶部瓦斯量。 4 结语 地面大气压变化对矿井通风、瓦斯和防灭火管 理都有着较大影响，是矿井“一通三防”管理中不 容忽视的客观因素之一。根据大气压变化对 333 综 采工作面瓦斯涌出影响的程度，采取相应的瓦斯防 治措施。实践证明采用高位钻孔抽放技术后瓦斯防 612020 年第 8 期 治效果显著，从根本上解决了大气压变化带来的异 常瓦斯涌出现象，采煤工作面实现了瓦斯零超限管 理目标，既保障了安全生产，同时又提高了采煤工 作面的单产，该工作面月产达 3.5 万 t。 条件下的变形情况，检验护巷煤柱尺寸是否合理， 在巷道掘进过程中布置测站，对围岩表面位移及顶 板离层进行分析。每个测站布置四个测点。 1307 回风顺槽自回采起至工作面推过 200m 后 停止观测，巷道表面位移及围岩变形速率见图 4。 图 4 巷道围岩移进量及围岩变形速率 从图中可以看出，巷道围岩变形得到明显控制， 回风顺槽两帮移近量为 266mm，顶底板移近量为 170mm，尤其采用锚索支护使煤柱帮变形得到了有 效控制，顶板下沉量也进一步减小，为 79mm，围 岩变形速率最大值为 17mm/d。综上，35m 区段煤 柱可以解决两帮及顶板变形严重的问题，能够有效 控制巷道围岩。 4 结论 （1）关键层 1 当中的 B 岩块对侧向覆岩结构 的稳定性起主导和控制作用，是导致两巷矿压显现 不同的根源。在关键层 1 悬顶条件下，保证 1305 回风顺槽矿压显现较小的煤柱宽度应＞ 34.07m。 （2）郭家河煤矿特厚煤层综放开采近距离关 键层的影响下，区段合理大煤柱宽度为 35m 左右， 维护回采巷道稳定性的布置方式采用大煤柱护巷， 煤柱宽度不小于 35m。 （3）通过在 1307 工作面与 1305 工作面留设 35m 区段煤柱，对 1307 工作面回采达到充分采动 后实测巷道的变形情况及巷道压力显现情况，得出 35m 的区段煤柱能够达到护巷目的，保证工作面正 常生产。 【参考书目】 ［1］ 崔希民，逯颖，张兵 . 基于载荷转移距离和有效 宽度的煤柱稳定性评价方法 [J]. 煤炭学报 2017， 42（11）2792-2798． ［2］ 郑仰发，鞠文君，康红普，等 . 基于三维应变动 态监测的大采高综采面区段煤柱留设综合试验研 究 [J]. 采矿与安全工程学报，2014，31（03） 359-365. ［3］ 赵 宾，王方田，梁宁宁，等 . 高应力综放面区段 煤柱合理宽度与控制技术 [J]. 采矿与安全工程学 报，2018，35（01）19-26． ［4］ 谢广祥，杨科，刘全明 . 综放面倾向煤柱支承压 力分布规律研究 [J]. 岩石力学与工程学报，2006 （25）545-549． ［5］ 张广超，何富连，来永辉，等．高强度开采综放 工作面区段煤柱合理宽度与控制技术 [J]．煤炭学 报，2016，41（09）2188-2194． 少了后期的修复及资金投入。自 2014 年以来，太 岳煤矿在巷道施工过程中，不断摸索、监测、分析 和研究巷道的支护参数，杜绝了各类顶板安全生产 事故，实现了矿井生产安全。 【参考书目】 ［1］ 康红普，王金华 . 煤巷锚杆支护理论与成套技术 [M]. 北京煤炭工业出版社，2007. ［2］ 候朝炯，郭励生 . 煤巷锚杆支护 [M]. 徐州中国 矿业大学出版社，1999. ［3］ 董方庭， 宋宏伟， 郭志宏.巷道围岩松动圈理论[J]. 煤炭学报，1994，19（01）21-32. ［4］ 康红普，姜铁明 . 预应力在锚杆支护中的作用 [J]. 煤炭学报，2007，32（07）680-685. （上接第 52 页） （上接第 54 页）