突出煤层炮采放顶煤研究

1、文章编号:1003-5923(2003)04-0075-03突出煤层炮采放顶煤研究管恩太,郭国政,冯利民,李卫平(焦作煤业有限责任公司,河南焦作454100)摘要:通过对焦作矿区高瓦斯、多水害条件下的突出煤层炮采放顶煤模式的研究,从中找出在高瓦斯、多水害条件下的突出煤层炮采放顶煤的采煤方法,为其它相似条件矿区提供参考。关键词:高瓦斯;多水害;炮采放顶煤;突出煤层中图分类号:TD823.49文献标识码:A炮采放顶煤采煤法,具有产量高、效率高、成本低、万吨掘进率低等特点,在部分矿区推广很快。焦作矿区以其自身特点,瓦斯含量高、底板水害严重,在九里山矿1404面实施炮采放顶煤取得成功。1放顶煤工作面生

2、产技术条件及回采工艺1.11404工作面概况1404面位于14上山西翼,西以井田边界防水煤柱为界,北邻1402面采空区,下至-102m标高。工作面走向长790m,倾斜宽100m,平均煤厚5.5m,煤层倾角13°,可采储量52.14万t。煤层的上覆岩层,伪顶为泥岩,厚0.351.2m,东厚西薄,直接顶为粉砂岩,厚2.7m,老顶为砂岩,厚13.83m,直接底为粉砂岩。工作面煤层赋存比较稳定,结构简单,煤层的上部是软分层,厚0.11.0m,中部为硬煤有夹矸,底部为软分层。工作面掘进过程中揭露一条正断层,走向,落差1.2m,该断层斜交N60°E,倾向SE,倾角70°工作面

3、走向长190m,该面与12采区相邻,水文地质条件极为复杂,工作面开采标高(最低)-102m,部分位于始突标高以下,推算煤层瓦斯含量10.08m3/t,具有煤与瓦斯突出危险性,回采时采取防治煤与瓦斯突出措施,以保证工作面安全回采,通风方式采用上行通风。1.2巷道布置及用途采区各区段均布置两个回风斜巷,由区段巷分别与回风上山、煤辅上山联通(图1),掘进时双巷掘进,缩短通风距离;顶层瓦斯排放巷,除回采时排放收稿日期:2003-02-11瓦斯外,还可作为相邻底层巷道的疏水巷。底层运输巷具有进风、运输作用;底层回风巷也具有回风、运料作用;为了防止工作面回采时突水,在底层运输巷布置注浆钻场,进行底板注浆加

4、固改造。图11404工作面巷道布置示意图顶层巷道,均采用锚网支护,锚杆间排距0.7×0.8m,顶帮均用塑料网覆盖,底层巷道采用2.4×2.4m矿用11#工字钢正梯形支架支护,棚距0.5m,顶板及两帮用塑料网覆盖,开切眼顶帮均用菱形金属网覆盖。1.3放顶煤面回采工艺采用走向长壁炮采放顶煤采煤方法,全部垮落法管理顶板,采高1.7m,放顶煤高3.26.4m,采放比为1÷1.183.4,顶网采用菱形金属网。回采工艺流程为:炮采底分层铺顶网窜主梁打柱窜副梁放顶注水、预裂、爆破放煤推槽利用合理的放煤工艺参数能保证放顶煤高效低耗,简化操作工艺,提高煤炭回收率和煤质,主要放煤工艺

5、参数包括放煤步距、放煤口间距、放煤顺序、放煤方式及放煤次数等。作者简介:管恩太(1964),高级工程师,在职博士生,1987年毕业于中国矿业大学地质系,现任焦作煤业有限责任公司生产管理处副处长,主管采煤、掘进和开拓工作,曾在煤炭科学技术等杂志发表论文10余篇。(1)放煤步距。放煤步距是两次放煤之间工作面向前推进的距离,它与顶煤厚度,破碎质量、松散程度及放煤口位置有关系,还与顶煤冒落时垮落角有关。最佳的放煤步距应使两邻放煤步距两次放煤放出的椭球相切。放煤步距按公式估算:S=(0.150.3)h式中h顶煤厚度,m。1404面平均煤厚5.5m,采高1.7m,顶煤厚度3.8m,则S=0.571.14m

6、,考虑回采工艺,取放煤步距1.0m,一采一放。现场观测单放煤口放煤过程煤流动态如图2所示。在采空侧开0.4m的放煤口,放煤口的下边必须与运槽沿平。打开放煤口开始放煤,下部煤块度小,煤流迅速急剧发育成偏椭球体并暂时稳定,采空侧散体煤倾角4548°,如不打开相邻放煤口、或采取其它措施,该椭球体不再继续发育,稳定下来,形成的椭球体空穴最大长轴半径1.85m,短轴半径1.0m。椭球体空穴形成过程中,其短轴一次形成,基本不变,空穴的长轴半径发育程度与顶煤块度有密切关系,顶煤块度大,长轴短,反之则长。炮采放顶煤是人工放煤,反复扰动可使采空区散体自流角小到26°。经过多次观测,合理的放煤

7、步距为1.0m。后,回头再放1、4、7.,两轮放至见矸后,与前相同再放3、6、9.,见矸后,最后补放2、5、8.。根据工作面运输机能力,同时开放煤口数以压不死运槽为准。放1、4、7.时可采用“口”型放煤口,煤出口顺畅,放3、6、9.时可用“”型放煤口,补放2、5、8.时可用“型口,实践I”证明,这种放煤方式放煤量最多,混矸量少。2瓦斯的治理2.1预测预报措施由于工作面煤层瓦斯含量较高,且部分位于始突标高以下,因此工作面回采期间采用q值法进行煤与瓦斯突出危险性预测。预测钻孔沿工作面倾斜方向双排布置(图3),第一排与煤壁垂直且与顶板平行,孔深4m,孔距810m,第二排与顶板夹角4045°

8、,孔深5.25.6m,孔底必须在软分层内,孔距810m。根据九里山矿长期观测瓦斯涌出初速度的摸索与临界值指标qm<5,工作面无突出危险,允许推进2m,预留2m安全煤柱。当qm5时有突出危险,应采取防突措施。图3预测钻孔布置图2.2防突措施图2单放煤口放煤过程流动示意图采用浅孔中压注水。煤层注水防治瓦斯是通过注水钻孔,将压力注入煤层中,压裂煤体;增大裂隙发育区的宽度,提高煤的透气性,以利于瓦斯释放。注水孔沿工作面倾斜方向双排布置,一排垂直煤壁,一排与顶板夹角4045°,孔深5.25.6m,注水压力8MPa,注水量以注水孔周围煤壁渗水为准。为保证煤层注水达到预期效果,注水前必须把预

9、测孔(检验孔)用炮泥封满填实,防止串水。注水后进行防突效果检验。2.3效果检验采取防突措施后,在采取措施范围内进行防突效果检验,检验方法,采取q值法。如果检验指标超限,必须在指标超限孔上下各10m范围内重新进行补救,再检验直到无指标超限。2.4瓦斯涌出规律2.4.1掘进期间瓦斯涌出对比分析(2)放煤口间距。经多次观察,放煤口间距过小,第二放煤口很快被第一空穴中的矸石堵塞,间距过大,则两口间煤损增加,放煤口间距最小1.4m,最大2.1m,即放煤口间距为每隔12棚开一口,实践证明放煤口间距2.1m较合理。(3)放煤顺序。放煤顺序对倾角小于10°的近水平煤层影响较小,当倾角为1020

10、76;时,应由上向下放煤。经观察,1404面煤层倾角13°,采用由上向下放煤时,可避免工作面末排支柱退山现象,减少了后一放煤空穴中的矸石充填,提高煤炭回收率,减少了含矸量,有利于支架的相对稳定。¼放煤方式。采用多轮间隔放煤方式,按照工作面支架由上向下编号,先放1、4、7.,放一轮41404工作面下风道掘进期间,采用R值指标法预测突出危险性,预测钻孔的布置与实施按局防突细则有关规定执行,R值临界值定为0.6。(1)预测指标对比。沿底下风道掘进期间,共预测了16次;顶层下风道对应段掘进期间,共预测32次,预测值均无一次超指标,R最大0.7,平均0.6。(2)瓦斯涌出对比。沿底下

11、风道掘进期间工作面绝对瓦斯涌出量为0.72m3/min,最大值为1.404m/min;与之对应的顶层下风道掘进期间平均值为0.89m3/min,最大值为0.92m3/min。沿顶掘进的平均瓦斯涌出量是沿底掘进的1.25倍,而最大值斯涌出量为0.54m/min,放顶煤段绝对瓦斯涌出量为0.74m3/min,预裂期间工作面平均绝对瓦斯涌出量为1.28m3/min,上安全口以下30m段瓦斯涌出量占工作面总瓦斯涌出量的42%。(3)放煤期间瓦斯涌出量。工作面放煤作业期间观测点1、3、7的瓦斯浓度和风量参数共测定10次,经计算,测点1、3、7的绝对瓦斯涌出量分别为:0.4m/min、0.85m/min、

12、2.15m/min,可见不放顶煤段绝对瓦斯涌出量为0.45m3/min,放顶煤段为1.30m3/min。同时测定出了27个放煤口两侧的瓦斯浓度,计算出每个放煤口放煤时的平均绝对瓦斯涌出量为0.32m/min。2.4.3周期来压时瓦斯涌出规律为便于观测周期来压期间瓦斯变化规律,在工作面上出口外1015m安设瓦斯监测探头,连续监测工作面的瓦斯涌出变化,如图5所示。为后者的1.53倍。由于煤层顶板以下有0.51.0m的软分层,底板以上有一层0.20.3m的构造煤,其余均为硬煤,在软分层内瓦斯放散速度更快,沿顶掘进断面内软分层占1/3以上,而沿底掘进软分层仅占1/10左右;同时沿顶掘进煤层暴露面大,瓦

13、斯又容易向上方扩散,因此,沿顶掘进工作面大于沿底掘进的瓦斯涌出量。2.4.2放顶煤开采各工序瓦斯涌出特征炮采放顶煤分采煤、预裂、放煤、移槽等工序,试验期间为掌握工作面瓦斯涌出随开采工序的变化情况,在工作面不同地点设观测点(图4):其中测点3以上只采煤不放顶煤,以下各段放顶煤开采,各测点使用AQG-1型甲烷测定器和DFA-2型中速风表,观测记录在采煤、放煤、预裂等工序时各测点的瓦斯浓度和风量,整理分析各作业工序内工作面的瓦斯涌出特征。(1)采煤期间瓦斯涌出量。为观测采煤作业工序瓦斯涌出情况,在工作面采煤作业期间测得测点1、3、7的瓦斯浓度、风量等参数,共测定10d,经计算,测点1平均绝对瓦斯涌出

14、量为0.34m3/min,测点3为0.91m3/min,测点7为1.67m3/min,可见上30m不放顶煤段平均绝对瓦斯涌出量为0.57m/放顶煤段工min;下70m放顶煤段为0.76m/min。作面长度是不放顶煤段的2.33倍,其绝对瓦斯涌出量只有1.33倍,主要是因为放顶煤段采煤作业时采空区除了少量丢煤外,大部分是冒矸,而不放顶煤段采空区为冒落顶煤,因此采空区瓦斯涌出使工作面绝对瓦斯涌出量增大。(2)预裂期间瓦斯涌出量。放顶煤工作面预裂作业紧跟采煤工序之后,在预裂爆破作业过程中测定测点1、3、7的瓦斯浓度、风量参数,经计算整理:测点1、3、7的绝对瓦斯涌出量为:0.56m3/min、1.1

15、084/min,3图4工作面测点布置图1-上安全口以外10m;2-上隅角;3-上安全口以下30m;4,5-放煤口上下风侧;6-下隅角;7-下安全口以外10m图5瓦斯涌出变化曲由图可见:工作面两次周期来压时的绝对瓦斯涌出量均明显减小,分别为0.76和1.07m3/min,周期来压两天后又增加至正常。出现这种现象的原因,一是周期来压时老顶岩梁断裂,后支点失稳,老顶直接作用于采场上方顶煤和前方煤壁,使顶煤和煤壁的透气性减小;二是周期来压时与支架接触的一定厚度的顶煤被压酥,预裂炮眼成孔率低于66%,预裂效果差,减少了涌出;另外来压时有局部冒顶,打眼和采煤较困难,造成工作面推进速度慢也是瓦斯涌出量减小的

16、原因。)引起的附加载荷。因此,工作面支架在采高2.5m条件下所受载荷大于采高1.5m条件时,矿压显现也会增大。3.4不同采高条件下上覆岩层的移动特征模拟实验表明,在开采过程中,在老顶断裂前,直接顶由离层、断裂到垮落。当老顶初次断裂时,与图42.5m厚煤层不同来压状态时的位移分布其上岩层产生离层,受老顶形成结构的影响,其上岩层的离层和断裂发展是一个时间的过程。采高2.5m时老顶之上岩层的离层、断裂发展范围大于采高1.5m时,随着工作面的推进,当老顶发生二次断裂时,岩层在工作面推进方向和垂直方向的破断范围进一步扩大,随着采空区后方老顶结构的进一步回转下沉,上方岩层的破断范围进一步扩大直至波及到模型

17、上边界。受采高和老顶结构稳定性的影响,采高2.5m时的离层和破断程度明显大于采高1.5m时。回采速度加快时,岩层的变形、离层及断裂具有明显的滞后性,因而起到了缓和矿压显现程度的作用,有利于顶板的控制。4结论现场实测与实验室研究表明,中厚(1.52.5m)煤层高产高效开采时,工作面来压比较缓和,有利于对顶板的控制,而且因采高的变化而呈现不同的特征。当煤层厚度不同时,上覆岩层具有不同的结构稳定性与移动特征,因而要求支架应有较强的适应性。当煤层厚度较薄时,顶板压力相对较小,但支架要能在较低的采高下处于合理的位态,从而不影响工作面的推进。当煤层厚度较厚时,顶板压力较大,要求支架能提供较大的支撑力,以保

18、证支架不会被压垮。参考文献:1钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制M.北京:煤炭工业出版社,1991.2李鸿昌.矿山压力的相似模拟试验M.徐州:中国矿业大学出版社,1988.由煤层顶板的赋存状况可知,煤层上方为厚2.0m的泥岩直接顶,该顶板随煤层开采后垮落,其垮落后的碎胀充填特性为,h=Kp2h,(Kp为直接顶垮落后的碎胀系数),冒落后对老顶下方回采空间的充填程度为$=M+2h-Kp2h,因此,当采高分别为1.5m和2.5m时,$分别为2.4m和3.4m。因此,老顶断裂后其下方有不同高度的回转下沉空间。(2)老顶的结构特征及稳定性实验表明,直接顶上方9.0m厚的细砂岩老顶岩层具有分层特性,其断裂后能形成砌体梁结构,但结构的稳定性受采高的影响。当采高1.5m时,由于老顶下方的回转空间较小,因此,9.0m厚的细砂岩顶板断裂后能形成砌体梁结构,其上7.8m的中砂岩顶板断裂后同样形成砌体梁结构,两者形成复合结构,组成