王 震,李曉疆,婁 芳,賈永勇
(1.新疆煤炭科學研究所,新疆 烏魯木齊 830091; 2.新疆煤與煤層氣工程技術(shù)研究中心,新疆 烏魯木齊 830091)
綜放工作面包括采煤機割煤及放煤等環(huán)節(jié),煤炭產(chǎn)量高、開采強度大,易導致工作面瓦斯涌出量增加,從而引起工作面上隅角瓦斯超限,威脅煤礦安全生產(chǎn)。一直以來,許多專家及學者致力于解決綜放工作面上隅角瓦斯超限的理論及技術(shù)研究,并取得了諸多成果,其中,高位鉆孔瓦斯抽采技術(shù)由于成本低、效果好、施工簡單的特點,在許多礦區(qū)得到了良好應用[1-10]。高位鉆孔抽采效果取決于鉆孔參數(shù)的合理與否。本文在對11B801綜放工作面回采過程中呈現(xiàn)“大、小周期”來壓規(guī)律的基礎(chǔ)上,研究了“大、小周期”與瓦斯運移及聚集關(guān)系,并基于“大、小周期”來壓步距確定了高位鉆孔有效抽采長度,反推計算出鉆孔孔深、仰角、壓茬距等參數(shù),現(xiàn)場實踐表明利用該方法設(shè)計抽采鉆孔參數(shù)的合理性。
11B801綜放工作面位于塔河煤礦一采區(qū),主采B8煤層,煤層傾向在北東15°~20°之間,傾角24°~28°,工作面內(nèi)無褶皺和斷裂構(gòu)造。B8煤層為一結(jié)構(gòu)較簡單的厚煤層,厚度在0.84~9.10m之間,平均為5.23m。煤層平均埋深411.5m。煤層直接頂為粉砂質(zhì)泥巖,厚度7.0m;老頂為粉砂巖與細砂巖互層夾雜砂質(zhì)泥巖,總厚度34.5m,其上部有一層厚度38m的中硬粗砂(關(guān)鍵層)。巖煤層直接底板巖性為泥質(zhì)粉砂巖,平均厚度為2.4m;煤層老底為細砂巖局部夾雜煤線,平均厚度20.06m,巖層柱狀圖如圖1所示。11B801綜放工作面走向長度1900m,傾斜長為120m,采放比1∶1.7。B8煤層平均瓦斯含量8.62m3/t。工作面回采前,計劃采用高位抽采鉆孔來解決瓦斯超限問題。
圖1 巖層柱狀圖
根據(jù)礦井實際地質(zhì)條件及相似定理設(shè)計本次模擬實驗,實驗分走向和傾向兩部分,走向模型尺寸3000mm(長)×200mm(寬)×(高)1100mm,傾向模型尺寸2000mm(長)×200mm(寬)×1300mm(高)。模型幾何相似常數(shù)為100,容重相似常數(shù)為1.7,應力及強度相似常數(shù)為170。根據(jù)各巖層物理力學參數(shù)配制符合要求的模擬材料,模型鋪設(shè)完成晾干后,在模型表面設(shè)置4條測線,采用遠景攝影測量系統(tǒng)觀測位移變化。
工作面沿走向不同推進距離上覆巖層破壞情況如圖2所示。工作面推進30m,頂板初次來壓,頂板覆巖破壞高度約17.5m,其上部形成的“空洞”高度約3.0m,如圖2(a)所示;工作面推進42m,老頂破斷,發(fā)生第1次周期來壓,來壓步距12.0m,覆巖破壞高度23.1m,其上部形成的“空洞”高度增大到4.4m,如圖2(b)所示;工作面推進62m,頂板第2次周期來壓,來壓步距20.0m,覆巖破壞高度35.5m,其上部形成的“空洞”高度增大到6.9m,如圖2(c)所示;之后隨著工作面的推進,“空洞”高度不斷增加,但增幅越來越小,工作面推進76m,頂板第3次周期來壓,來壓步距14.0m,覆巖破壞高度39.5m,其上部形成的“空洞”高度增大到7.7m;工作面推進91m,頂板第4次周期來壓,來壓步距15.5m,覆巖破壞高度42.0m,其上部形成的“空洞”高度已趨于穩(wěn)定,為7.9m;工作面推進95m時關(guān)鍵層由于懸露距離超過其極限跨度而發(fā)生破斷,關(guān)鍵層所控制的上方巖層彎曲下沉量迅速增大,將其下方“空洞”的高度急劇壓縮,如圖2(d)所示。之后,由于老頂破斷引起第5、第6、第7次周期來壓,在此期間,“空洞”又逐漸形成并擴大,工作面推進160.0m,關(guān)鍵層再次破斷,“空洞”再次被壓縮,如圖2(e)所示。
工作面回采完畢,覆巖破壞高度為46.5m,其中距離采空區(qū)頂板0~12m為不規(guī)則冒落帶,12~18.6m為規(guī)則冒落帶,18.6~46m為裂隙帶。
經(jīng)過對試驗數(shù)據(jù)分析,將由于老頂破斷導致的頂板來壓叫“小周期”,將關(guān)鍵層破斷產(chǎn)生的頂板來壓叫“大周期”,則小周期平均來壓步距約15.5m,大周期平均來壓步距約65.0m。大、小周期與瓦斯的富集場所“空洞”發(fā)育及瓦斯鉆孔有效抽采長度密切相關(guān)。
傾向模型覆巖破壞特征如圖3所示,由圖3可知,傾斜方向煤層回采后覆巖最大破壞高度約48m,其中冒落帶高度約20.5m,工作面上端頭垮落角約為53°,下端頭垮落角約為60°。
在煤層頂板巖層上沿傾向設(shè)置4條測線,分別距頂板10m、20m、30m、40m,四條測線位移下沉量變化曲線如圖4所示。由圖4中各測線的間距變化可知,從上端頭沿工作面傾向方向向下,頂板破斷巖層的壓實度越來越大,這是由于巖層傾角的存在,上端頭側(cè)破斷巖塊在自重的作用下沿傾向方向滑移,導致下端頭頂板覆巖載荷增加的結(jié)果。在上端頭側(cè)30~60m的范圍,測線間距明顯比其他處大,是裂隙發(fā)育區(qū),為瓦斯運移提供了良好通道,抽采鉆孔的平距應分布于此范圍。
圖4 傾向模型四條測線下沉量變化曲線
將高位鉆場布置在11B801工作面回風巷實體煤一側(cè),沿巷幫起坡45°角掘進至煤層頂板,鉆場長4m,寬3.6m,高2.6m。鉆場設(shè)置上、下兩排鉆孔,每排4個鉆孔,上排孔距離鉆場底板2.0m,下排孔距鉆場底板1.5m。
結(jié)合前文的分析,將上排孔終孔層位上限設(shè)為關(guān)鍵層底部,下排孔終孔層位設(shè)為規(guī)則冒落帶頂部。鉆孔的有效抽采長度相當于大周期來壓步距L(L=65m),規(guī)則冒落帶頂部至關(guān)鍵層高度H(H=44m),則推算出上排孔仰角θ=arctan(H/L)=21.8°;利用鉆場至規(guī)則冒落帶頂部的高度h(15.4m),可計算出鉆孔壓茬長度L0=h/tanθ=37.3m;鉆場間距L1等于大周期來壓步距L,L1=L=65m;通過鉆孔仰角θ,又可以計算出上排孔孔深L2=109.4m。下排孔參數(shù)采用類似的計算方法。
鉆孔平距合理范圍為距回風巷5~25m,考慮到鉆孔平距及煤層傾角因素,反推計算鉆孔參數(shù)如圖5所示,最終計算出鉆孔的布置參數(shù)見表1。
圖5 鉆孔布置參數(shù)示意圖
類型孔號孔深/m垂高/m平距/m仰角/(°)下排孔178.4 17.0 6.0 15.9 277.8 18.5 12.7 16.2 380.2 17.2 16.9 15.7 484.2 18.0 20.0 17.4 上排孔5110.5 42.0 5.0 23.16114.3 39.5 10.0 21.9 7118.5 41.014.824.4 8116.2 39.8 19.5 22.9
為了驗證鉆孔參數(shù)是否合理,11B801工作面回采過程對液壓支架工作阻力及鉆孔抽采濃度進行了實時監(jiān)測,后期通過對監(jiān)測數(shù)據(jù)梳理,得到上、下排鉆孔平均抽采濃度變化與大、小周期來壓的關(guān)系,如圖6所示。
圖6 大、小周期來壓期間抽采鉆孔瓦斯?jié)舛茸兓€
由圖6可知,2016年10月1日—18日,頂板產(chǎn)生了四次小周期來壓,上、下排鉆孔瓦斯平均濃度穩(wěn)步上升,上排孔濃度峰值達到50%左右,下排孔由于層位較低,規(guī)則冒落帶含有大量空氣且不易于瓦斯聚集,因此下排孔抽采濃度在20%以下。2016年10月19日,工作面發(fā)生壓架事故,推測原因是關(guān)鍵層破斷產(chǎn)生的大周期來壓導致的,在處理壓架事故期間,上排孔抽采濃度呈明顯下降趨勢,而下排孔濃度則上升到30%,超過上排孔,這是由于關(guān)鍵層的破斷使上位瓦斯儲集場所“空洞”及裂隙空間被壓實,瓦斯向上運移聚集過程受阻導致的。
11B801綜放工作面實施高位鉆孔進行瓦斯抽采后,工作面上隅角及回風巷中瓦斯?jié)舛鹊淖兓闆r如圖7所示,上隅角瓦斯最大濃度為0.47%,回風巷瓦斯最大濃度為0.35%。可見,利用高位鉆孔抽采瓦斯,將工作面上隅角、回風巷最大瓦斯?jié)舛染刂圃诎踩秶詢?nèi),保障了11B801工作面安全高效生產(chǎn)。
圖7 上隅角及回風巷瓦斯?jié)舛茸兓€
1)11B801綜采工作回采過程中存在“大、小周期”來壓現(xiàn)象,小周期平均來壓步距約15.5m,大周期平均來壓步距約65.0m,“大、小周期”與瓦斯運移通道及聚集場所的發(fā)育密切相關(guān)。
2)基于“大、小周期”來壓步距確定了高位鉆孔有效抽采長度,并反推計算出鉆孔孔深、仰角、壓茬距等參數(shù)。
3)通過對工作面回采過程中頂板來壓及鉆孔抽采濃度監(jiān)測數(shù)據(jù)分析,驗證了利用“大、小周期”來壓步距反推計算鉆孔參數(shù)的合理性;高位鉆孔的實施,使工作面上隅角瓦斯控制在0.47%以下,保證了11B801綜放工作面安全高效生產(chǎn)。