宋 玉
(煤礦瓦斯治理國家工程研究中心,安徽 淮南232001)
優派能源小黃山礦井井田為一不規則的多邊形,東西走向長2.3~2.65km,南北傾斜寬0.6~0.94km,面積約2.178km2。
影響開采的構造主要有F5逆斷層,位于井田中部,長度橫跨井田并延至井田外,傾向南,傾向約165°,傾角約60°,走向近東西向,斷距由西向東由大變小,約270~100m。位于井田南部,為一緊閉倒轉向斜,走向近東西,長度約3.5km。向斜北翼地層緩(傾角30°~45°左右)、南翼地層陡(約62°)。軸面南傾,傾向約167°,傾角45°左右,由西向東向斜軸逐漸抬起,是影響井田構造形態的主要褶曲。
位于井田北部,為一緊閉倒轉背斜,走向近東西,長度約4km。軸面南傾,傾向約170°,傾角50°左右,對井田構造形態有一定的影響。
井田內含煤地層為侏羅系下統八道灣組(J1b)地層,含煤12層,其中可采、局部可采及零星可采煤層7層(由深到淺編號依次為A0、A1+2、A3、A4、A5、A6、A7號煤層),穩定~較穩定煤層2層(即A1+2、A0號煤層)。煤層總厚度98.25m,平均厚度52.11m。可采煤層總厚80.61 m,平均可采厚度51.42 m。煤層傾角一般10°~35°,煤層賦存穩定。煤層埋藏比較淺,埋藏深度30~540m。
A0煤層可采厚度5.00~20.09m,平均為10.30m;在井田北部受火燒影響較大,火燒最大深度約300 m;上 距A1+2號煤層17.47~37.30m,平均25.88m。
A1+2煤層可采厚度12.21~44.6m,平均為32.96m,井田北部該煤層受火燒影響較大,火燒最大深度約300m,上距A3號煤層12.53~46.18m,平均24.60m。
A1+2和A0號煤層的氧化樣著火溫度為348.00 ℃~349.00 ℃,原樣為368.00 ℃~387.00 ℃,還原樣為389.00 ℃,△T 為40.00 ℃~41.00 ℃,屬易自燃的煤。
井田內主要可采煤層淺部火燒嚴重,火燒區主要分布于井田北部,燒變巖石較為破碎,裂隙相對發育,具有一定的儲水空間,也是較為良好的透水通道。井田內火燒區由西向東逐漸變深,最深處約300m,鉆孔控制的火燒區深度標高分別為+734m、+655m,其中,Ⅰ勘探線火燒區深度標高為+734m,Ⅲ勘探線火燒區深度標高為+700m。在Ⅴ勘探線除深部A0號煤層外,其上部各煤層全部火燒。
根據《新疆小黃山煤礦開采層煤與瓦斯突出危險性評估報告》,井田F5斷層上盤的A7、A6、A5、A4煤層無突出危險性,A3、A1+2、A0煤層具有煤與瓦斯突出危險性。F5斷層下盤A7、A6、A5、A4、A3、A1+2、A0均具有煤與瓦斯突出危險性。
主井在+635 m 標高揭A6煤層,實測A6煤層原始瓦斯壓力1.4 MPa,破壞類型為Ⅲ類煤,堅固性系數為0.23,瓦斯放散初速度為20.5mmHg,瓦斯含量11.3m3/t。對比煤層鑒定突出危險性單項指標,A6煤層具有突出危險性。礦井瓦斯等級:煤與瓦斯突出礦井。
礦井設計生產能力0.9 Mt/a,礦井服務年限37.66a,其中一水平30.64a。開拓方式礦井采用立井-斜井、集中大巷(石門)開拓方式。
工廣內布置3個立井井筒,即主井、副井和風井;西部布置1條回風斜井,共4個井筒。后期在Ⅲ勘探線北部增設1個東回風立井。
全礦井劃分兩個水平,一水平標高+580 m,二水平標高+400m。礦井開采A6、A0、A1+2共3層煤,A6為單一煤層,A1+2、A0為煤群(組)開采。分別以F5 斷層和Ⅲ勘探線為界共劃分7個單翼采區,其中一水平劃分一~五共五個采區,二水平劃分六、七兩個采區。
一采區位于F5斷層上盤開采A6煤層;A0、A1+2煤層以F5、Ⅲ勘探線為界共劃分五個采區,其中二、三兩個采區均位于F5斷層上盤,其余的四~七共四個采區均位于F5斷層下盤。
+710m 標高分別在Ⅰ、Ⅲ勘探線附近各布置1條回風石門,即+710m 水平1、2號回風石門;沿A0煤層底板布置1條回風大巷。
+580m 標高分別在Ⅰ、Ⅲ勘探線附近各布置一組軌道和運輸石門,即+580 m 水平1、2號軌道和運輸石門;沿A0煤層底板布置軌道和運輸大巷各1條。
每個采區均布置3條傾角25°的上山,即軌道、運輸、回風上山,其中:一采區的3條上山均布置在A5煤層頂板,其余各采區的軌道和回風上山均布置在A0煤層底板,運輸上山沿煤層布置。
設計確定一采區為首采區,一區段的A6煤層工作面為首采面。
礦井除了一采區煤層開采順序是由上往下開采外,其余采區選擇A0煤層頂分層作為保護層開采,上保護A1+2煤層,下保護A0煤層的底部煤層。A0煤層頂分層接A1+2煤層,最后開采A0煤層底分層。
設計選擇A0煤層頂分層作為保護層,上保護A1+2煤層,下保護A0底部煤層;在距離A0煤層底板法向距離不小于20m 處,布置底抽巷,采用穿層鉆孔預抽消突的區域防突措施。
4.1.1 主、風井標高設計不合理
主井提升水平布置在+580 m 標高,造成+580m 水平煤炭全部通過采區運輸上山下運,不利于設備安全運行和維護。
回風立井井筒落底標高為+710m,主、副井井筒落底標高為+580m,造成回風立井與副井、主井貫通距離長,不利于建井期主、副井與回風井短距離貫通,盡快形成進回風系統以及開拓準備、井底車場硐室回風,尤其在開拓二水平時,將會造成礦井串聯通風。
4.1.2 井下主要大巷布置不合理
原設計+580m 水平在A0煤層底板布置軌道和運輸大巷各1條,+710m 水平布置1條A0煤層底板回風大巷以及Ⅰ、Ⅲ勘探線回風石門各1條;采區布置軌道、運輸和回風3條上山。形成+580 m 水平運煤、材料和行人兼進風,+710m 水平回風,即“兩進一回”通風格局。
根據礦井地質資料分析,火燒區由西向東逐步加深,Ⅰ勘探線火燒區深度標高為+734m,Ⅲ勘探線火燒區深度標高為+700 m。這樣對施工+710m A0煤層底板回風大巷及Ⅲ線回風石門形成重大安全威脅。
原設計+580m 水平只進風,+710m 水平只回風,不能滿足突出礦井開拓準備回風、瓦斯治理工程的需要,易造成“串聯通風”、“抹門過”等問題,通風系統不合理,不利于礦井接替和安全生產。
4.1.3 一采區設計不合理
原設計一采區生產系統由+710m~地面的一組上山構成回風、軌道和運輸系統;一采區生產系統必須利用二采區軌道和運輸系統。
存在問題:一采區主運輸系統由+845m到+710m 轉到+580m,分別通過兩條傾角25°運輸下山膠帶機的下運+580m 水平;輔運輸系統由+580 m 到+710 m 轉到+845 m,分別通過兩條傾角25°的軌道上山提到+845m。系統復雜,工程量大、投產工期長、管理環節多、系統效率低,系統的安全、可靠性較差。
4.1.4 瓦斯治理巷道設計不合理
原設計在距A0煤層底板法向距離20m A0煤層工作面傾向中部布置底板巷,底板巷長度與工作面順槽長度相同;在底板巷每隔20m 布置一個鉆場,利用穿層鉆孔預抽回采區域及煤巷條帶瓦斯。但是,A0煤層作為保護層先行開采,受A0煤層采動影響,A1+2煤層產生卸壓效應,A0煤層工作面回采時大量卸壓瓦斯涌向回采空間。原設計沒有對A1+2煤層卸壓瓦斯進行有效抽采攔截,必然制約安全生產。
4.2.1 主、風井設計
主井提升水平布置在+700 m 標高,+580m 水平采區煤炭運輸皆采用上運方式,同時主井井底清理撒煤系統利用+700m~+580m段主井井筒(小斷面),回風立井下延至+580m 水平。
4.2.2 井下主要大巷布置[1][2]
取消+710 m A0煤層底板回風大巷及Ⅲ勘探線2號回風石門。+580 m 水平:在Ⅰ、Ⅲ勘探線分別增加1條回風石門,形成1、2號軌道、運輸和回風3條石門;在A0煤層底板增加1條回風大巷,形成軌道、運輸和回風3條大巷。
+700m 水平:在Ⅰ勘探線增加軌道和運輸石門各1條,形成軌道、膠帶機和回風3條石門。一期工程以Ⅰ勘探線石門工程為主,+580m 水平A0煤層底板軌道、運輸和回風大巷以及Ⅲ勘探線石門工程均作為二期工程,為火燒區水害防治創造條件。
4.2.3 一采區巷道設計
一采區生產系統修改為:由+845m~地面的一組進、回風斜井和+845m~+700m膠帶機下山組成。進風斜井進料、行人兼進風和排矸,采區煤炭由+845m~+700m 膠帶機下山經+700m 膠帶機石門進主井。
4.2.4 瓦斯治理巷道布置優化設計
結合小黃山煤礦煤層的賦存、瓦斯來源等特點和工作面所需的抽采量,提出小黃山煤礦可行的抽采方法。
選擇A0煤層頂分層作為保護層,上保護A1+2煤層,下保護A0煤層底分層。在A0~A1+2煤層之間布置2條瓦斯抽采巷,施工穿層鉆孔,抽采A0煤工作面采空區瓦斯和A1+2煤卸壓瓦斯;在A0煤層底板法距20m位置布置一條底抽巷,施工穿層鉆孔預抽回采區段煤層瓦斯。A0煤層具有煤與瓦斯突出危險性,A0煤層作為保護層先行開采,需采取區域預抽防突措施。預抽煤體瓦斯可采用地面鉆井、穿層鉆孔預抽或順層鉆孔預抽。
地面鉆井預抽因地面火燒區范圍大而不能采用;順層鉆孔預抽安全性差,特別是對厚煤層難以消除“盲區”,因此,順層鉆孔預抽也不予采用。A0煤層順層鉆孔布置如圖1所示。

圖1 A0 煤層順層鉆孔布置示意圖
穿層鉆孔抽采時間長,抽采范圍大,抽采與生產干擾小,抽采效果較好,設計A0煤層工作面采用底板巷穿層鉆孔預抽回采區域及煤巷條帶瓦斯區域防突措施。[3][4]設計在距A0煤層底板法向距離20m、A0煤層工作面傾向中部布置底板巷,底板巷長度與工作面順槽長度相同;在底板巷每隔20m 布置一個鉆場,每個鉆場施工兩排扇形鉆孔,每排鉆孔數為22個,鉆孔均勻覆蓋整個區段,鉆孔控制煤層上順槽上幫輪廓線外20m,下順槽下幫10m(煤層傾角小于25°區域鉆孔控制到順槽兩側輪廓線外15 m);鉆孔穿透煤層進入頂板0.5m 左右;鉆孔直徑Φ113mm,鉆孔終孔間距10m。A0煤層頂、底板穿層鉆孔布置如圖2所示。

圖2 A0 煤層頂、底板穿層鉆孔布置示意圖
A0煤層與A1+2煤層間距較小,A0煤層上分層采后上部巖層垮落變形,若巷道布置在冒落帶和裂隙帶內,在工作面回采時將會被破壞,考慮到A0煤層回采時抽采A1+2煤層卸壓瓦斯的需要,設計將巖石巷道外錯A0煤層順槽布置,使其在采動冒落影響范圍之外,以便巷道維護。參考《建筑物、水體、鐵路及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規程》中地表移動實測參數,因無本礦區實測數據,參考鄰近礦區開采同一地層侏羅紀的數據,取移動角β為60°,γ為68°,設計A0煤層兩條頂板巷一條外錯運輸順槽10m,另一條外錯回風順槽25m(沿傾向距離)布置。
設計選擇A0煤層頂分層(2.6m)作為保護層,上保護A1+2煤層,下保護A0煤層底部煤層,因此在開采A0煤層頂分層時,A1+2煤層及A0下部煤層在采動卸壓作用影響下,煤層透氣性增加,煤層瓦斯大量解吸,鄰近層瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量比重較大,根據瓦斯涌出預計結果,在開采A0煤層頂分層時,本煤層絕對瓦斯涌出量為31.90 m3/min,鄰近層瓦斯涌出量達到140.88 m3/min,鄰近層涌出量占回采工作面瓦斯總涌出量的81.5%。在未對鄰近層瓦斯進行抽采的情況下,大量卸壓瓦斯將涌向回采工作面,嚴重威脅回采工作面的安全生產。
5.1.1 縮短了主、副、風三井短距貫通距離
盡快形成進正規、合理的回風系統,為礦井開拓提供有利條件。同時,為礦井后期形成合理、完善的回風系統打下基礎。
5.1.2 優化設計解決了水患威脅的問題[5]
根據目前的礦井地質資料,只能分析出火燒區由西向東逐步加深的趨勢和個別的火燒區深度標高,并不能繪制出一條完整的火燒區底部邊界線。取消+710 m A0煤層底板回風大巷及Ⅲ勘探線2號回風石門,暫時回避了火燒區水患威脅的問題,為探清火燒區底界情況贏得了時間和空間。
5.1.3 優化設計使一采區準備更為簡單[6]
系統更為合理。一采區一組由+845 m~地面的一組進、回風斜井和+845m-+700m 膠帶機下山,可以從地面合適的地點施工,施工簡單,揭煤安全、合理。后期一采區的出煤了解決了從+845m→+710m→+580m,兩條傾角25°運輸下山膠帶機的下運問題;輔運由+580m→+710m→+845m,兩條傾角25°的軌道上山上運問題。系統簡單、管理環節少,安全可靠性大大提高。
5.1.4 解決了特厚突出煤層的瓦斯治理問題[7]
選擇A0煤層頂分層做為首采關鍵保護層,同時選擇布置A0煤層頂、底板瓦斯抽采巷,施工巖巷頂底板預抽鉆孔進行區域消突。前期利用抽采巷鉆孔掩護A0煤層工作面上下順槽掘進,回采工作面預抽消突及對A1+2煤層進行預抽;后期抽采A0煤層頂分層工作面采空區及頂板裂隙帶瓦斯,以及攔截A1+2煤層卸壓瓦斯。加大了特厚易自燃煤層防火的可靠性。
至礦井移交時,按照優化后的礦井共布置瓦斯治理巖巷3條:一采區A6煤層底板巷(長度為730m)2條;二采區A0煤層底板巷(長度為1 050 m)1 條。底板巷凈斷面積10.4m2,巷道總工程量2 510m。全封閉采空區瓦斯抽采如圖3所示。

圖3 全封閉采空區瓦斯抽采示意圖
預計移交時共需施工鉆場85個,鉆場規格5m(寬)×4m(深)×3m(高),鉆場工程量為5 100m3。
該礦井條件復雜主要表現在以下方面,一是礦井水文地質條件極為復雜,特別是火燒巖積水區,積水區域廣,儲水空間大,底部界線發育不清楚,且內部裂隙發育,是良好的透水通道;二是礦井屬于煤與瓦斯突出礦井,煤與瓦斯突出治理難度大,開采成本高;三是煤層特厚、瓦斯儲量高、易自燃。A0工作面預計相對瓦斯涌出量111.85m3/t,預計絕對瓦斯涌出量172.78 m3/min,A1+2工作面保護卸壓后預計相對瓦斯涌出量13.79m3/t,預計絕對瓦斯涌出量48.63m3/min;四是一采區由于受F5斷層的切割,是一個獨立的采區,與礦井主系統聯系困難。
優化設計方案通過方案調整使主運、回風系統更為合理,使一采區生產系統更為簡單、可靠;使礦井系統暫時避開了火燒區積水的威脅,為火燒區積水的治理贏得時間和空間;為高瓦斯、特厚煤層的瓦斯治理提供了一套完整、有效的設計方法,并充分利用瓦斯底抽巷,一巷兩用,使特厚易自燃煤層的防火問題的解決,更加可靠。
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