何福勝 ,畢建乙 ,孫 亮
(1.山西焦煤集團有限責任公司 生產技術部,山西 太原 030000;2.山西西山晉興能源有限責任公司 斜溝煤礦,山西 呂梁033602;3.煤科集團沈陽研究院有限公司,遼寧 撫順 113122;4.煤礦安全技術國家重點實驗室,遼寧 撫順 113122)
由于大采高工作面具有開采強度大、推進速度快等特點[1],開采后將會導致上覆巖層應力發生很大變化并進行重新分布,這樣在工作面不同范圍與空間內的煤巖體將發生大變形和大面積破壞,在采場應力的作用下覆巖和煤體將產生新的裂隙和裂縫,并逐漸發育完全構成一個相互貫通的網絡,嚴重影響工作面不同范圍與區域的瓦斯賦存與運移[2]。因此對高瓦斯大采高工作面采動圍巖活動與瓦斯涌出之間的內在規律進行研究具有重要意義[3]。國內學者對采動活動與瓦斯涌出二者之間的關系進行了大量的試驗研究,并取得十分豐富的成果[4-6]。但目前國內對大采高開采條件下的礦壓顯現[7-8]、覆巖控制[9-10]及瓦斯涌出變化[10-11]三者之間相互影響規律的研究相對較少。基于此,在現場實測的基礎上[12],研究高瓦斯大采高工作面采動過程對瓦斯涌出的影響規律。
斜溝煤礦位于山西省興縣縣城北50 km處嵐漪河兩側,隸屬于興縣魏家灘鎮和保德縣南河溝鎮,屬于河東煤田離柳礦區,主采煤層為8#、13#煤,煤層結構簡單,井田南北長約22 km,東西寬約4.5 km,面積為88.6 km2。礦井為低瓦斯礦井,采用斜井開拓方式,8#煤層厚度為3.80~5.50 m,平均厚度為4.70 m,傾角為 7.5°~11.4°,平均 9.4°。8#煤為自燃煤層,最短自然發火期為63 d,煤塵具有爆炸性。頂板主要為泥巖,底板主要為泥巖和中細粒砂巖。8#煤透氣性系數為0.014 16 m2/(MPa2·d),為低透性煤層。
8#煤18205工作面位于12采區輔助運輸下山南側,東部、南部、西部均為實煤區。工作面標高為+520~+584 m,可采走向長度為2 800 m,傾斜長為264 m,工作面支架共計157臺,采用綜合機械化采煤工藝進行回采,長壁后退式一次采全高采煤方法,全部垮落法管理頂板,平均推進速度3.2 m/d;采用“U”型通風方式,根據掘進資料,最大絕對瓦斯涌出量為0.88 m3/min,局部煤巖層裂隙瓦斯富集,預計回采過程中,局部瓦斯涌出量較大。目前工作面瓦斯涌出量為14.15 m3/min,工作面、上隅角瓦斯濃度較大,嚴重影響工作面的推進速度。
工作面液壓支架的支護阻力是采場礦壓顯現最為直觀和便于監測的重要參數。因此,在斜溝煤礦18205工作面利用KBJ-2004B型礦用多功能監測系統,對18205工作面液壓支架分3組安設壓力傳感器,實時監測液壓支架的支護阻力,另外從機頭1#架至機尾分別安裝1#~5#分站,實時監測瓦斯濃度來研究工作面瓦斯涌出規律。依據液壓支架阻力變化規律,得到18205工作面周期來壓步距及來壓強度,具體工作面來壓情況見表1。
通過表1得到18205工作面基本頂初次來壓步距約為28 m,動載系數為1.65 2;周期來壓步距為20.36 m,動載系數為1.53。
在整個監測階段,18205工作面共發生6次周期來壓現象,其中第4次礦壓顯現最為明顯,此時液壓支架工作阻力與工作面絕對瓦斯涌出量變化關系最為典型(圖1)。

表1 工作面來壓情況

圖1 支架支護阻力與瓦斯濃度變化曲線
現場觀測工作面頂板來壓期間礦壓顯現非常劇烈,18#~77#液壓支架之間片幫嚴重,片幫深度達到0.9~1.1 m,支架壓力升高2.2倍,最大增加2.83倍,回風流瓦斯濃度升高1.54倍,最大增到2.92倍。
由圖1發現,采動應力顯著影響著工作面的瓦斯絕對涌出量,當工作面開采到28 m時,煤層直接頂板開始破裂垮落,實測18205工作面風排瓦斯量明顯增大,由18.92 m3/min升高至23.64 m3/min,工作面的絕對瓦斯涌出量是煤層頂板未發生破壞垮落前的1.25倍;當開采距工作面切眼53 m,此時測定風排瓦斯涌出量顯著升高,由28.57 m3/min增加至約33.75 m3/min,18205工作面絕對瓦斯涌出量頂板周期來壓時刻是周期來壓之前的1.24倍。在整個推進過程內,工作面在首次來壓和周期來壓之前,瓦斯涌出量相對減小;而來壓結束后,瓦斯涌出量開始顯著升高,且工作面周期來壓略超前于瓦斯涌出量峰值的出現1個班左右。
工作面周期來壓期間,液壓支架支護阻力的升高與瓦斯涌出量升高在時間上具有很好的一致性,即隨著頂板壓力加大即礦壓顯現明顯時,工作面瓦斯涌出量隨之升高;當頂板壓力減弱時,工作面瓦斯涌出量隨之降低,瓦斯涌出量的增加略晚于液壓支架支護阻力的升高。
為了研究18205工作面前方超前支承壓力的動態變化規律,在材料巷距離工作面32 m處施工7個壓力鉆孔,孔深10 m,鉆孔間距8 m,并安裝壓力傳感器,連接到KBJ-2004B型礦用多功能監測系統,實時反饋工作面超前支承壓力變化規律,超前支撐壓力監測系統布置如圖2。

圖2 超前支撐壓力監測系統布置
對這7個壓力孔進行連續監測60 d,其中4#孔煤體瓦斯濃度與超前支承壓力的關系如圖3。

圖3 煤體瓦斯濃度與超前支承壓力的關系
從圖3發現,隨工作面不斷向前開采,工作面超前支承壓力發生波動性變化規律。當工作面推進到距離4#孔距離13 m左右時,超前支承壓力最大,即為18205工作面超前支承壓力峰值點;當工作面開采到距4#孔31 m時,頂板周期來壓,超前支承壓力突然增大;應力相對降低區域在工作面前方0~6 m處,此時鄰近層開始膨脹變形,裂縫裂隙發育完全,構成一個良好的瓦斯運移通道,煤層滲透系數增大,導致瓦斯大量釋放并不斷擴散,產生卸壓增流效應,瓦斯涌出顯著增加,此時瓦斯濃度達到1.8%~2.3%;在工作面6~44 m為應力增高區域,在覆巖壓力的作用下,煤體內部的原生裂隙閉合,裂隙發育不完全,相互貫通的瓦斯運移通道被阻斷,煤體透氣系數降低,瓦斯涌出量顯著下降,此時瓦斯濃度僅為0.6%~0.7%。距工作面44 m以外為應力穩定區,超前支承壓力減小,煤層裂隙裂縫再次發育,瓦斯涌出開始增大,此時瓦斯濃度回升1.0%~1.4%。
為了防止頂板周期來壓時工作面瓦斯涌出量升高,致使工作面及上隅角瓦斯超限,斜溝煤礦18205工作面瓦斯采取分源治理監測,還提高液壓支架的初承力及工作阻力,來防止煤壁片幫,有效降低了受采動影響的煤體瓦斯解吸速度,保障了工作面安全生產。
采空區一定區域的高濃度瓦斯回流至采煤工作面是頂板周期來壓期間對18205工作面瓦斯涌出量升高的另一個重要來源。因此,在采空區底板埋管測定18205工作面采空區瓦斯濃度,來研究采動過程中采空區瓦斯運移規律,18205采空區瓦斯濃度與距工作面距離關系如圖4。

圖4 采空區瓦斯濃度與距工作面距離關系
從圖4看出,在工作面后方0~7 m范圍瓦斯濃度處于0.5%~1.0%變化,工作面后方7~13 m區域瓦斯呈現顯著升高趨勢,此區域最大瓦斯濃度為2.5%,超過13 m后采空區瓦斯濃度隨著深度增大,逐步保持在1.4%。
實測結果證明:采空區靠近18205工作面范圍,瓦斯濃度及升高趨勢都較小,這是由于受到工作面負壓流場的影響,距煤層底板附近周圍的瓦斯都擴散負壓流吹到回風巷,隨著周期來壓的到來,煤層直接頂板破裂垮落產生大量的裂隙在覆巖采場壓力的作用下,裂隙快速閉合,采空區瓦斯運移升浮的通道受到沖擊和擠壓作用,受沖擊擴散影響的瓦斯流涌向工作面及上隅角,而負壓流場的擴散動力減弱,導致在采空區深部積聚大量的瓦斯,來壓期間發生突然升高的趨勢;之后采場覆巖裂隙緩慢發育,采空區瓦斯平穩擴散升浮,導致底板處瓦斯濃度趨于穩定。因此,根據瓦斯濃度分布特征沿推進方向將采空區(靠底板處)劃分為:擴散負壓作用的低瓦斯區,瓦斯濃度數升高區及瓦斯濃度穩定區。
為了研究頂板周期來壓對高位鉆孔的影響,指派專人實時監測瓦斯抽采情況。抽采瓦斯量、風排瓦斯量隨時間的變化關系如圖5。

圖5 抽采瓦斯量、風排瓦斯量隨時間的變化關系
由圖5可知,受到來壓的作用,最大瓦斯抽采量達到50.12 m3/min,表明采空區及鄰近層瓦斯被高位鉆孔有效攔截,防止采空區向工作面及上隅角涌出大量瓦斯。隨著工作面不斷開采,綜采支架支承壓力的峰值不斷向前移動,圍巖應力不斷發生變化(由降低區-升高區-恢復區),上覆巖層的裂隙進行發育和閉合的交替變化,導致采動裂隙場隨之前移;鉆孔瓦斯抽采量滯后于周期來壓1~2 d,但與周期來壓步距有較好的一致性,并且存在裂隙區與壓實區的交替變化,說明工作面瓦斯大量涌出現象也是礦山壓力一種顯現。頂板初次來壓、周期來壓與瓦斯抽采峰值的出現基本一致。
1)根據現場監測數據得出18205工作面頂板周期來壓期間,液壓支架的支護阻力與瓦斯涌出量二者同步升高,具有良好的一致性,即礦壓顯現越劇烈,瓦斯涌出量越高,且瓦斯涌出量的升高略滯后于支護阻力的增高。
2)應力相對降低范圍在工作面前方0~6 m,應力增高區區在工作面前方6~44 m,44 m以外是應力穩定區,距工作面17 m時工作面支承壓力達到峰值;18205工作面初次來壓步距為28 m,正常開采時周期來壓步距為20.36 m,來壓強度系數為1.53;且在來壓期間煤巖體裂隙得到充分發育,為瓦斯運移提供良好的通道,煤體呈現“卸壓增流效應”,瓦斯涌出量增大。
3)根據瓦斯濃度分布特征沿推進方向將采空區(靠底板處)劃分為:擴散負壓作用的低瓦斯區,瓦斯濃度數升高區及瓦斯濃度穩定區。周期來壓期間高位鉆孔抽采量顯著增大,有效阻止了采空區及鄰近層瓦斯向工作面的涌出,鉆孔瓦斯抽采量滯后于周期來壓1~2 d,瓦斯抽采量峰值與周期來壓步距有較好的一致性。