尚雁文,于洋
(1.同煤國電同忻煤礦有限公司,山西大同 037001;2.同煤集團忻州窯礦,山西大同 037021)
采空區下特厚煤層綜放開采技術實踐
尚雁文1,于洋2
(1.同煤國電同忻煤礦有限公司,山西大同 037001;2.同煤集團忻州窯礦,山西大同 037021)
通過對同忻礦石炭系3-5號層8107綜放工作面地質條件的分析,確定了合理的開采工藝,解決了采空區積水防治、上覆采空區CO氣體下泄、防滅火等問題,使工作面回收率達94%,實現了高產高效。
特厚煤層;綜放開采;采空區積水;CO氣體下泄;防滅火
同忻礦現開采石炭系3號-5號煤層,該煤層位于侏羅系煤層之下,為一特厚煤層,采用綜采放頂煤開采。3號-5號煤層屬易自燃煤層,自然發火期3~6個月。上覆侏羅系煤層群存在多層采空區,采空區積水、瓦斯、煤炭自燃等災害,增加了石炭系煤層防治水、火、瓦斯的難度。
1.1 地質概況
同忻礦石炭系3號-5號煤層8107工作面平均走向長度1 709 m,傾向長度200 m,煤層厚度12.79~19.55 m,平均厚度15.32 m。煤層中以半亮型煤為主,半暗型煤次之,弱玻璃到玻璃光澤,塊狀,參差狀或階梯狀斷口,內生裂隙發育,夾有鏡煤條和薄層暗煤,較破碎,易塌落,為復雜結構,煤層含夾石6層左右。工作面基本頂為粉、細砂巖、中砂巖、含礫粗砂巖,直接頂為粗砂巖,直接底為炭質泥巖。
1.2 巷道布置
8107工作面為一進二回三巷布置,其中2107巷、5107巷沿3號-5號煤層底板布置,8107頂抽巷沿3號-5號煤層頂板穩定巖層布置。三條巷道均為矩形斷面,使用錨、網、索聯合支護。2107巷為運輸、進風巷,巷道凈寬5 300 mm,凈高3 600 mm;5107巷為運料、回風巷,巷道凈寬5 300 mm,凈高3 700 mm;8107頂抽巷凈寬3 600 mm,凈高2 700 mm,與5107巷內錯20 m布置,為工作面專用抽瓦斯巷。8107工作面巷道布置示意圖,見圖1。
根據3號-5號煤層賦存條件、頂板巖性及頂煤冒放性等因素,工作面采用走向長壁后退式低位放頂煤開采工藝。經計算,液壓支架選用ZF15000/ 27.5/42型中支架,ZF13000/27.5/42型過渡架、中支架支架支撐高度為2.75~4.2m,工作阻力15 000 kN,支護強度1.46 MPa。與中部支架相適應,選擇ZFG13000/27.5/42H型低位放頂煤過渡支架和ZTZ20000/30/42型端頭支架。采煤機選用Eickhoff SL-500型,最大采高5.24 m,截深800 mm,功率1 715 kW,產煤能力2 700 t/h;前、后刮板輸送機選用JTAFC1050型,功率均為2x1 050 kW,前刮板輸送機運煤能力2 500 t/h,中部槽寬1 000 mm,后刮板輸送機運煤能力3 000 t/h,中部槽寬1 250 mm;轉載機選用JBSL600型,功率600 kW,運煤能力3 500 t/h;破碎機選用JCRSH400型,功率400 kW,破碎能力4 250 t/h;皮帶機選用DSJ1400/3x500型,功率3x500 kW,運煤能力3 500 t/h;乳化液泵選用BRW400/31.5型,功率250 kW,公稱壓力31.5 MPa。
放煤步距,放頂煤方式采用一刀一放多輪順序放煤,循環進度、放煤步距均為0.8 m。
采放比,工作面采用一次采全高放頂煤開采,機采高度為3.9 m,放煤厚度為11.42 m,采放比1∶2.9。
放頂煤方法,采用多輪順序放煤。采煤機割完煤移過支架后,滯后移支架5~8架開始放煤,第一個人從2號支架開始,按照2號、3號、4號……順序放第一層煤(每層放2 m左右厚),第二個人與第一個人相距5個支架同樣按照2號、3號、4號……順序放第二層煤(每層放2 m左右厚),第3人和第4人到第5人也按照前兩人的方法順序放煤,之后再折返進行放煤,重復多次,直到把頂煤放完,見矸關窗。多輪順序放煤方法適用于煤層厚度大于10 m的工作面,可保證煤流均勻,減少運輸系統過載而停機,開機率高;各層頂煤有時間間隔,上部頂煤有充分的受壓破碎時間,易自然垮落,放煤效果好,回收率高;分層順序放煤,可避免或大大地減少頂板矸石混入煤流[1],提高煤質,避免了大塊矸石堵塞運輸系統而造成機電事故。
為掌握3號-5號煤層開采后頂板運移規律,同忻礦在8100工作面采空區對應地面施工電視鉆孔,對采空區三帶進行觀測。地面電視觀測鉆孔距離2100運輸順槽32 m,該處煤層厚度約為13 m。通過觀測,分析得出垮落帶上部邊界距煤層頂板65 m,裂隙帶頂部距離煤層頂板105 m,高度約40 m。根據分析,石炭系3號-5號煤層開采后垮落帶高度105 m左右,與侏羅系之間可以通過裂隙帶溝通,雙系之間有堅硬厚的巖層,可以形成穩定的平衡拱。石炭系3號-5號煤層開采后,上覆侏羅系采空區積水、CO等有害氣體會向石炭系3號-5號煤層運移。3號-5號煤層頂板遠移示意圖,見圖2。因此在3號-5號煤層開采前,必須探明上覆侏羅系采空區積水、煤層自燃情況,以采取有效防范措施。
8107工作面上覆為煤峪口礦侏羅系9號、11號、14號煤層采空區,地表水、砂巖裂隙水、構造裂隙水、火區灌漿水、開采中的噴霧灑水等原因,使得在采空區地勢低洼區可能有積水賦存[2],且因礦坑不再進行排水,使得采空區內的積水范圍和積水量不斷擴大,對3號-5號煤層的開采帶來很大隱患。
為防治上覆采空區水患,在8107工作面開采前,先利用地面瞬變電磁法對全工作面范圍進行物探,通過物探勘查,在查明8107工作面上覆為侏羅系采空區積水范圍和積水量的基礎上,合理布置探放水鉆孔位置,通過探放水鉆孔將采空區積水排出地表。
瞬變電磁探測使用的儀器是加拿大鳳凰公司生產的V8多功能電法儀,接收機兩套,接收線框6個。圖3為三層采空區中層位最低的14號煤層TEM等視電阻率平面圖,其阻值變化較大,電阻率值介于100 Ω·m~700 Ω·m之間,高阻區域(粉色、紅色)多為采空區;低阻區域(藍色)多為采空塌陷裂隙富含礦物質水,測區平面未見明顯的低阻采空區積水異常。上部9號、11號煤層測區平面也未見明顯的低阻采空區積水異常。
通過物探成果分析,推斷9號、11號、14號煤層已被大范圍采空,且各層采空區內無明顯的積水異常區,須在采空區低洼處施工鉆探放水孔進一步驗證。在2107巷對應地面施工探放水孔2個,井下分別位于從輔運巷口往里410 m及1 670 m處,確定該區無積水現象。5107巷對應地面施工探放水孔1個,井下位于從輔運巷口往里約1 030 m處,該采空區無積水現象。通過鉆探,驗證了8107工作面上覆侏羅系采空區無積水。
根據對工作面采空區裂隙帶高度分析,工作面放煤后與上覆采空區塌通,形成漏風通道,同時由于工作面采用抽放方法進行瓦斯治理,導致上覆采空區CO等有害氣體下泄,嚴重威脅工作面正常開采。為有效治理上覆采空區CO下泄,故8107工作面采用均壓通風系統。采用調節風窗與調節風機聯合均壓方式,8107工作面均壓通風系統示意圖,見圖4。通過調節風窗和調壓風機聯合工作,能夠有效提高綜放工作面風壓,使綜放面風壓與上覆采空區氣體壓力相平衡,從而達到防止上覆采空區CO下泄的目的。具體實施步驟如下:a.首先在進風巷側實施專用均壓專用措施巷,用于放置風機及鐵質風筒,并在巷內施工一道密閉墻,墻體上砌筑三趟鐵風筒和一個調節風窗,將三組風機與風筒安裝好;b.在進風斜巷和回風繞道內各施工三道均壓風門,風門間距能滿足現場要求,均壓風門間設置閉鎖報警裝置;c.在回風巷施工三道均壓調節,間距能滿足現場要求,并設置閉鎖報警裝置;d.待以上工作完成后,開啟局部通風機,利用回風巷均壓調節風窗調整回風巷風壓和風量,從而達到均壓、調風的目的。
8107工作面當2107巷推進127.6 m,5107巷推進129.1 m時,工作面采空區與上覆采空區導通,造成8107工作面CO氣體濃度超限,上隅角CO氣體濃度最大達106x10-6。監測到CO濃度超限后,及時開啟了均壓通風系統,經過2個多小時的均壓通風,工作面氣體便恢復正常,上隅角CO濃度穩定在6x10-6以下,風量為2 100 m3/min,進風壓差785 Pa,回風壓差863 Pa,保證了通風系統的穩定。
因放頂煤工作面煤層厚度大,采空區遺煤多,巷道斷面大,8107工作面配風量較大,為2 319 m3/min,故遺留在采空區的浮煤極易氧化自燃,必須采取綜合防滅火措施防止煤炭自燃。
6.1 采空區注氮
當氮氣注入采空區后,在不改變采空區內部氣體壓力場分布的情況下,氮氣的充入降低了采空區內部氧氣的濃度,從而達到惰化采空區并抑制采空區自然發火的目的[3]。
8107工作面采用預埋雙管注氮工藝。具體方法是:在8107工作面的進風側沿進風順槽埋設1趟注氮管路。當埋入采空區20 m后開始注氮,同時又埋入第二趟注氮管路。當第二趟注氮的管口埋入采空區20 m時向采空區注氮,同時埋設第3趟注氮管路,當第一趟管路埋入采空區60 m時停止注氮。如此循環,直至工作面采完為止。注氮管口的錯距定為20 m。
6.2 減少采空區漏風量防滅火
a.減少工作面供風量和壓差防止自然發火。在滿足瓦斯排放的最小風量的條件下,確定了工作面最佳風量。
b.堵漏防滅火。在漏風壓差固定的條件下,采空區的漏風量與其滲透系數成正比。在工作面進回風側進行封堵,減少工作面漏風通道,增大工作面氣密性,進而減小工作面采空區松散煤巖的滲透系數。在進、回風側沿工作面推進方向上錯位布設粉煤灰墻,墻體的具體尺寸視采空區垮落程度;在具體布設時,進風側在距離工作面煤壁3~5 m的采空區布設粉煤灰墻,其后每隔一天布設一道墻,根據工作面每天推進度而言,具體距離為8~12 m;回風側和進風側每兩天交替各布設一堵粉煤灰墻。
6.3 加快工作面推進速度防滅火
推進速度加快,使得遺煤在氧化升溫帶的時間縮短,采空區遺煤還沒有充分氧化就進入了窒息區,氧氣濃度下降,氧化強度逐漸減弱直至停止。
采用束管對工作面溫度、CH4濃度和CO濃度的進行了連續監測,進而得到采取該綜合防滅火措施的實施效果。
7.1 取得的效果
8107工作面開采歷時8.2個月,共計推進1 424 m,平均日推進5.8 m,日循環數0.73個。基本頂初次來壓步距107.5 m,周期來壓66次,周期來壓步距平均19.9 m。工作面共生產原煤875.8萬t,月均產煤106.8萬t,回收率達94%。
7.2 存在的問題
a.頂煤完整性較差,頂板較酥軟,液壓支架初撐力有時不能達到要求,當采空區大面積垮落時,易將支架摧前,導致前伸梁千斤、護幫千斤、支架后擺梁千斤損壞。
b.工作面來壓前后,煤壁片幫大,機道頂煤局部破碎,易出現支架前頂煤冒落現象。須超前移架,及時將支架升緊、升平。
c.因開采強度大,臨空巷壓力大,巷道底鼓、幫鼓及頂板下沉嚴重,超前支護范圍內巷道變形嚴重。
通過8107放頂煤工作面開采實踐,逐步解決了工作面上覆采空區積水防治、CO等有害氣體下泄防治、防滅火等技術難題,初步掌握了采空區下特厚煤層一次采全高放頂煤開采技術,為同類條件工作面開采提供了可借鑒經驗。
[1]孟憲臣,王永祥.煤礦開采方法[M].徐州:中國礦業大學出版社,2007.
[2]王培盛,閻志義,聶秀英.大同礦區采空區積水的預測與防治[J].煤礦安全,2003,34(7):26-28.
[3]孟凡龍.大同塔山礦石炭系特厚煤層綜采放頂煤工作面防火技術實踐[J].煤礦安全,2008,39(7):44-47.
Fully-mechanized Mining in Ultra-thick Seam under Goaf
SHANG Yanwen1,YU Yang2
(1.Tongxin Mine,Datong Coal Mine Group,Datong 037001,China; 2.Xinzhouyao Mine,Datong Coal Mine Group,Datong 037021,China)
The analysis on the geological condition of 8107 fully-mechanized mining face among No. 3-No.5 carboniferous seam determined the rational mining technology to solve problems,including:water control in goaf,CO discharge in overlying goaf,and fire control,which increased the recovery rate to 94% and realized efficient production in Tongxin Mine.
ultra-thick seam;fully-mechanized mining;goaf water;CO discharge;fire control and prevention
TD823.8
A
1672-5050(2015)02-0024-04
10.3969/j.cnki.issn1672-5050sxmt.2015.02.009
(編輯:劉新光)
2015-01-21
尚雁文(1973-),男,山西大同人,大學本科,工程師,從事煤礦開采技術工作。