馮 強(qiáng)

(晉能控股集團(tuán)寺河礦,山西 晉城 048205)

晉能控股集團(tuán)寺河煤礦位于沁水煤田東南邊緣,礦井分東、西兩個(gè)井區(qū),均屬于煤與瓦斯突出礦井,公告生產(chǎn)能力為東井500萬t/a,西井400萬t/a。目前開采的3#煤層煤種為低硫、低灰、低磷、高發(fā)熱量的優(yōu)質(zhì)無煙煤,平均煤厚6.0 m,原煤瓦斯含量8.47～28.1 m3/t,屬容易抽采煤層。綜采工作面采用大采高一次采全高綜合機(jī)械化采煤工藝,全部垮落法控制頂板。綜采工作面在初采期間頂板形成簡(jiǎn)支梁結(jié)構(gòu)[1],簡(jiǎn)支梁結(jié)構(gòu)越長(zhǎng),采空區(qū)懸頂面積就越大,尤其是大采高綜采工作面。相應(yīng)的老頂初次斷裂時(shí),易引發(fā)頂板大面積突然垮落,既可能造成大面積瓦斯超限,也可能產(chǎn)生颶風(fēng),破壞支架和設(shè)備。

本文以寺河煤礦6302工作面為例,就高突礦井大采高綜采面如何改進(jìn)放頂工藝促使頂板及時(shí)垮落,以及如何避免采空區(qū)瓦斯積聚,減少采空區(qū)瓦斯向工作面涌出的問題進(jìn)行探討。

1 工作面概況

6302大采高綜采工作面埋深280～370 m,垂直地壓4.0～9.5 MPa,無沖擊地壓危害,工作面傾斜長(zhǎng)度為305 m,走向長(zhǎng)度為923 m,煤層為近水平煤層,煤層傾角為2°～10°,平均4°,工作面煤層平均厚度6.2 m,煤層普氏硬度系數(shù)f=1～2。老頂為細(xì)粒砂巖,厚度為6.75 m,屬軟弱-半堅(jiān)硬巖類;直接頂為泥巖,厚度為2.2 m,屬軟弱-半堅(jiān)硬巖類;偽頂為炭質(zhì)泥巖,厚度為0～0.2 m,屬軟弱巖類。切眼頂板支護(hù)采用錨桿支護(hù)、錨索補(bǔ)強(qiáng)的支護(hù)方式,如圖1所示。

6302工作面在綜采初采時(shí),因?yàn)槌醪煞彭敱菩Ч焕硐?沒有充分破壞頂板,所以在初次來壓前及來壓時(shí),經(jīng)常發(fā)生頂板一次垮落面積過大,將采空區(qū)積聚的瓦斯擠出,造成工作面及回風(fēng)區(qū)域瓦斯異常甚至瓦斯超限。

圖1 3#煤層頂?shù)装鍘r層特性圖Fig.1 Roof and floor rock characteristics of No.3 coal seam

2 爆破參數(shù)的確定

切眼預(yù)裂爆破的目的是為了破壞老頂、破壞簡(jiǎn)支梁結(jié)構(gòu)、破壞切眼支護(hù)效果、避免初采過程中懸頂過大,同時(shí)又要使炮眼施工工程量最優(yōu)。

2.1 炮眼深度

因6302工作面切眼沿底板掘進(jìn),切眼巷寬8.5 m,高4.0 m,巷道頂部留有2.0～2.2 m的頂煤。根據(jù)頂板巖層特性、礦井施工設(shè)備條件及近幾年積累的放頂經(jīng)驗(yàn),將炮眼深度確定為6.0 m,確保炮眼末端深入老頂至少1 m,實(shí)現(xiàn)放頂后能夠充分破壞老頂,其中矸孔段2.0～2.2 m,煤孔段3.8～4.0 m,如圖2所示。

圖2 炮眼長(zhǎng)度與各巖性頂板相應(yīng)位置關(guān)系圖Fig.2 Relationship between the length of blasting hole and roof position with different lithology

2.2 炮眼角度

首先,要促使切眼頂板在爆破后垮落,炮眼剖面布置必須采用掏槽眼布置,但是在放頂以后,頂板垮落區(qū)形成的斷面形狀要有利于初采推進(jìn)期間頂板及時(shí)垮落或下沉。借鑒各斷面巷道圍巖穩(wěn)定性和應(yīng)力研究結(jié)果[2]可知,三角形巷道穩(wěn)定性最高,其次為梯形巷道,再次為矩形巷道,故6302工作面炮眼布置優(yōu)先采用掏槽布置。其次,要考慮減少爆破后形成的空間要穩(wěn)定性最差,依據(jù)《爆破設(shè)計(jì)與施工》[3]與近年積累的經(jīng)驗(yàn),6302工作面在切眼內(nèi)施工6列炮眼,炮眼深度6 m,孔徑為42 mm。第①列炮眼距采面推進(jìn)側(cè)煤幫1 m,垂直于頂板;第②列炮眼距第①列炮眼1 m,與水平方向呈80°，偏向切眼中間;第③列炮眼距第②列炮眼1.75 m,垂直于頂板;第④列炮眼距第③列炮眼1 m,垂直于頂板;第⑤列炮眼距第⑥列炮眼1 m,與水平方向呈75°，偏向切眼中間;第⑥列炮眼距調(diào)車巷側(cè)幫1 m,與水平方向呈75°，偏向切眼中間。若炮眼位置在錨索托盤或鋼帶處,可根據(jù)現(xiàn)場(chǎng)實(shí)況對(duì)炮眼位置進(jìn)行適當(dāng)調(diào)整,第②列炮眼和第⑤、⑥列炮眼呈掏槽布置,并通過第①列炮眼破壞上部梯形斷面的完整性,如圖3和圖4所示,炮眼間排距及軌跡間距均符合相關(guān)要求。

圖3 切眼炮眼軌跡剖面圖Fig.3 Trajectory profile of cutting blasting holes

圖4 切眼炮眼布置圖Fig.4 Layout of cutting blasting holes

此外,巷道交叉口要加強(qiáng)支護(hù)。為充分破壞頂板,6302切眼與調(diào)車巷所有聯(lián)絡(luò)巷橫川口施工4個(gè)炮眼,炮眼深度為6 m,孔徑均為42 mm,炮眼間距為1 m,垂直于頂板,上下隅角各增加40個(gè)炮眼,如圖5所示。

圖5 上、下隅角炮眼布置圖Fig.5 Layout of blasting holes in upper and lower corners

2.3 炮眼排距

炮眼排距要使預(yù)裂放頂效果最好、炮眼利用率最高、損壞率最低、工程量最優(yōu)。通過對(duì)寺河礦在6302工作面回采前的連續(xù)6個(gè)工作面的統(tǒng)計(jì),如表1所示,確定炮眼排距為1.5 m符合要求。

表1 6302工作面前已采面放頂炮眼排距與炮眼利用率Table 1 Blasting hole row spacing and utilization rate of top coal caving in No.6302 working face

2.4 裝藥量

放頂爆破選用Ⅲ級(jí)煤礦許用乳化炸藥,毫秒延期電雷管,炮眼深6.0 m,矸孔段2.0～2.2 m,煤孔段3.8～4.0 m,單眼裝藥量不大于13卷,裝藥長(zhǎng)度不超過3.9 m,注意保證封泥長(zhǎng)度不小于2.0 m,確保裝藥全部處于矸孔段,避免煤層內(nèi)起爆解析煤量過多,引發(fā)放頂后切眼垮落帶空間瓦斯積聚。依據(jù)經(jīng)驗(yàn)確定,一次起爆炸藥量不超過90 kg,既能避免一次起爆炸藥量過大造成事故,又能充分破壞頂板。

3 爆破工作的安全組織

爆破工作嚴(yán)格執(zhí)行“一炮三檢”“三人連鎖”爆破制。初采放頂過程中,固定干部跟班將措施落實(shí)到現(xiàn)場(chǎng),確定固定爆破員、固定瓦檢員定崗操作,回風(fēng)區(qū)域必須停電撤人。

3.1 瓦斯處置措施

1)風(fēng)障導(dǎo)風(fēng)。放炮地點(diǎn)每隔2個(gè)架設(shè)置一個(gè)風(fēng)障,放炮前風(fēng)障盡量將機(jī)道側(cè)搭嚴(yán),且要固定牢靠,風(fēng)障不得少于3道,盡量將工作面風(fēng)量導(dǎo)至架頂垮落處,避免架頂垮落導(dǎo)致空間瓦斯積聚,垮落后將瓦斯擠出造成瓦斯超限,如圖6所示。

圖6 切眼放頂效果圖Fig.6 Effect of cutting and top coal caving

2)風(fēng)管稀釋。每5架設(shè)置一趟壓風(fēng)管,要充分保障風(fēng)管長(zhǎng)度,一旦放頂后空洞內(nèi)瓦斯無法靠風(fēng)流及時(shí)稀釋時(shí),開啟壓風(fēng)管處理瓦斯。

3)升降架操作。降架時(shí)必須方便裝藥操作,放炮升架頂梁離頂板不能小于500 mm,放炮后根據(jù)瓦斯變化進(jìn)行升架操作。瓦斯未稀釋至安全含量時(shí),將支架適當(dāng)下放;瓦斯徹底稀釋后,支架升緊,并盡量破壞頂板錨索。

4)風(fēng)量保障。切眼內(nèi)過風(fēng)量不得小于3 000 m3/min。

5)嚴(yán)格管控。炮眼孔口瓦斯體積分?jǐn)?shù)超過1.0%時(shí)不得裝藥放炮,用炮泥填實(shí)。

3.2 防滅火措施

放炮前將放炮支架頂部用水澆濕澆透,距地點(diǎn)進(jìn)風(fēng)側(cè)第一個(gè)支架頂部安設(shè)二道旋轉(zhuǎn)噴霧,且噴霧壓力達(dá)到2.0 MPa以上,放炮在人員撤離前開啟。放炮結(jié)束后,用水管往支架頂部澆水,現(xiàn)場(chǎng)至少準(zhǔn)備10個(gè)5.0 kg的滅火器。

3.3 放頂安全監(jiān)測(cè)措施

1)檢測(cè)便攜儀器。跟班人員和瓦檢員必須攜帶一氧化碳紅外線溫度測(cè)量?jī)x和瓦斯氧氣兩用儀。每次放炮驗(yàn)炮后,要落實(shí)放頂區(qū)域及下風(fēng)側(cè)20 m范圍內(nèi)的瓦斯含量、一氧化碳含量和溫度變化,一旦出現(xiàn)瓦斯體積分?jǐn)?shù)超過0.80%,一氧化碳體積分?jǐn)?shù)超過1×10-5,溫度明顯高于正常環(huán)境溫度,且沒有下降趨勢(shì)時(shí),則不得再放炮。此時(shí),需要查找瓦斯源、一氧化碳源、高溫源頭,進(jìn)行處理。

2)安設(shè)一氧化碳傳感器。工作面回風(fēng)巷安設(shè)2臺(tái)一氧化碳傳感器,監(jiān)控工作面一氧化碳含量的變化。

4 初采瓦斯抽采措施

根據(jù)采空區(qū)上覆巖層運(yùn)動(dòng)的“豎三帶”理論[4-6],采用通用離散元程序 UDEC 進(jìn)行采場(chǎng)上覆巖層的“三帶”變化特征相似數(shù)值模擬試驗(yàn)[7-8]。寺河礦6302工作面垮落帶高度17.2 m,裂隙帶高度17.2～60.1 m,彎曲下沉帶高度 60.1 m以上。通過理論計(jì)算和實(shí)際考察確定高、中位鉆孔抽采的裂隙帶穩(wěn)定在煤層頂板以上的35～50 m區(qū)域,鉆孔不易堵塞,裂隙發(fā)育穩(wěn)定,適宜抽采[9]。

據(jù)此,6302工作面多層位設(shè)計(jì)施工高、中位鉆孔,布置多種層位鉆孔覆蓋適宜抽采裂隙帶,配合穿透鉆孔、密閉墻進(jìn)行采空區(qū)瓦斯抽采可減少初采期間瓦斯涌入工作面。

4.1 定向鉆機(jī)高位鉆孔

從上隅角側(cè)往外距離開切眼374 m處的63022巷、63023巷8#聯(lián)絡(luò)橫川設(shè)計(jì)施工高位鉆孔4個(gè),設(shè)計(jì)層位為煤層頂板上方30,35,40,45 m處,水平距離63023巷分別為20,30,40,50 m,越靠近中間層位越高,實(shí)際成孔如圖7所示。

(a)定向高位平面圖

(b) 定向高位剖面圖圖7 定向高位鉆孔布置圖Fig.7 Layout of directional high-level boreholes

4.2 調(diào)車巷MK鉆機(jī)高位鉆孔

利用調(diào)車巷向切眼施工高位鉆孔16個(gè),鉆孔直徑153 mm,1#孔開孔位置在6302調(diào)車巷東幫,距63023巷(上隅角側(cè))南幫15 m,每10 m施工一個(gè)孔。因采空區(qū)瓦斯流場(chǎng)往上隅角方向,故靠近下隅角側(cè)的最后4個(gè)孔適當(dāng)放寬間距至30 m,方位角為90°,傾角為28°～31°,開孔高度3 m,鉆孔深度約92～95 m,抽采范圍水平覆蓋切眼往推進(jìn)方向30 m,垂直覆蓋22～45 m層位,如圖8所示。

(a)MK高位孔平面圖

(b)MK高位孔剖面圖圖8 MK高位孔布置圖Fig.8 Layout of MK high-level boreholes

4.3 調(diào)車巷MK鉆機(jī)中位鉆孔

利用調(diào)車巷向切眼施工中位鉆孔16個(gè),鉆孔直徑153 mm,1#孔開孔位置在6302調(diào)車巷東幫,距63023巷(上隅角側(cè))南幫16 m,每10 m施工一個(gè)孔。因采空區(qū)瓦斯流場(chǎng)往上隅角方向,故靠近下隅角側(cè)的最后4個(gè)孔適當(dāng)放寬間距至30 m,方位角為90°,傾角為19°～22°,開孔高度2.5 m,鉆孔深度約87～90 m,抽采范圍水平覆蓋切眼往推進(jìn)方向30 m,垂直覆蓋13～30 m層位,如圖9所示。

(a)MK中位孔平面圖

(b)MK中位孔剖面圖圖9 MK中位孔布置圖Fig.9 Section of MK boreholes

4.4 調(diào)車巷MK鉆機(jī)穿透鉆孔

利用調(diào)車巷向切眼施工穿透孔11個(gè),鉆孔直徑193 mm,1#孔開孔位置在6302調(diào)車巷東幫,距63023巷(上隅角側(cè))南幫10 m,每10 m施工一個(gè)穿透孔,要求鉆孔開孔位置距橫川位置10 m。如圖10所示,方位角90°,傾角3°～4°，開孔高度2 m,鉆孔深度約44 m,要求單號(hào)鉆孔在切眼頂板以下0.5～1 m范圍內(nèi)穿出,雙號(hào)鉆孔在巷道頂板以上1 m范圍內(nèi),主要抽采切眼上隅角側(cè)支架尾梁后部未垮實(shí)空間內(nèi)低含量瓦斯,避免空間內(nèi)瓦斯積聚。

(a)MK穿透孔平面圖

(b)MK穿透孔剖面圖圖10 MK穿透孔布置圖Fig.10 Layout of MK penetrating holes

5 初采瓦斯防治

5.1 放頂效果

通過對(duì)6302面及近5個(gè)采面初采放頂數(shù)據(jù)統(tǒng)計(jì)(表2)發(fā)現(xiàn),炮眼按6列布置,排間距定為1.5 m時(shí)炮眼數(shù)量最優(yōu),能夠有效促進(jìn)老頂垮落。通過對(duì)比6302面數(shù)據(jù)和其他工作面數(shù)據(jù)發(fā)現(xiàn),6302面在放頂后煤頂全部垮落,老頂初次來壓步距最短,且未出現(xiàn)老頂大面積垮落情況。

表2 綜采面放頂數(shù)據(jù)統(tǒng)計(jì)表Table 2 Statistical table of top coal caving of fully mechanized mining face

5.2 瓦斯抽采效果分析

6302面初采期間瓦斯量統(tǒng)計(jì)如表3所示。初采期間定向鉆機(jī)高位鉆孔在工作面推進(jìn)到第10天,推進(jìn)度到20 m左右時(shí),高位鉆孔與目標(biāo)層位裂隙導(dǎo)通,發(fā)揮抽采作用,并且抽采量逐日遞增。MK高位、中位鉆孔隨采面推進(jìn)抽采量逐步升高,最高時(shí)MK高位孔能夠達(dá)到9.05 m3/min,MK中位孔能夠達(dá)到9.84 m3/min,到達(dá)最高值后逐漸下降,最終趨于穩(wěn)定,說明頂板的垮落會(huì)影響或破壞高位、中位鉆孔抽采效果。穿透鉆孔和密閉墻抽采對(duì)抑制采空區(qū)瓦斯涌出發(fā)揮了重要作用,最高抽采量可達(dá)到44.71 m3/min。

整個(gè)初采期間平均瓦斯抽采量為34.68 m3/min,平均風(fēng)排量18.79 m3/min,通過合理的調(diào)整并逐步提升抽采負(fù)壓能夠維持工作面風(fēng)排瓦斯涌出量不大于20 m3/min,瓦斯體積分?jǐn)?shù)不超過0.50%。

6 結(jié)論

1)根據(jù)初采放頂頂板垮落情況和初次來壓步距統(tǒng)計(jì)情況,可以看出,高突礦井大采高綜采工作面初采前通過最優(yōu)爆破參數(shù)(炮眼排距1.5 m),按照預(yù)定角度布置炮眼(炮眼布置密度0.52 個(gè)/m2,炸藥布置密度1.41 kg/m2),進(jìn)行欲裂爆破能夠有效促使工作面頂板在初采生產(chǎn)前就及時(shí)垮落,實(shí)現(xiàn)老頂初次來壓步距16.3 m,成為礦井歷次最短記錄,成功避免初采期間采空區(qū)懸頂一次垮落造成事故。

2)配合多種抽采措施實(shí)現(xiàn)初采期間最大瓦斯抽采量59.58 m3/min,平均34.68 m3/min,能夠明顯降低采空區(qū)瓦斯量,減少采空區(qū)瓦斯向工作面涌出,實(shí)現(xiàn)風(fēng)排瓦斯涌出量不超過20 m3/min,確保工作面及回風(fēng)區(qū)域瓦斯含量合理可控,大幅提升工作面初采期間的安全系數(shù),能夠?yàn)楦咄坏V井類似綜采工作面初采放頂及瓦斯治理提供參考。

表3 6302工作面瓦斯量統(tǒng)計(jì)表Table 3 Gas drainage of No.6302 working face