宋 玉
(煤矿瓦斯治理国家工程研究中心,安徽 淮南232001)
优派能源小黄山矿井井田为一不规则的多边形,东西走向长2.3~2.65km,南北倾斜宽0.6~0.94km,面积约2.178km2。
影响开采的构造主要有F5逆断层,位于井田中部,长度横跨井田并延至井田外,倾向南,倾向约165°,倾角约60°,走向近东西向,断距由西向东由大变小,约270~100m。位于井田南部,为一紧闭倒转向斜,走向近东西,长度约3.5km。向斜北翼地层缓(倾角30°~45°左右)、南翼地层陡(约62°)。轴面南倾,倾向约167°,倾角45°左右,由西向东向斜轴逐渐抬起,是影响井田构造形态的主要褶曲。
位于井田北部,为一紧闭倒转背斜,走向近东西,长度约4km。轴面南倾,倾向约170°,倾角50°左右,对井田构造形态有一定的影响。
井田内含煤地层为侏罗系下统八道湾组(J1b)地层,含煤12层,其中可采、局部可采及零星可采煤层7层(由深到浅编号依次为A0、A1+2、A3、A4、A5、A6、A7号煤层),稳定~较稳定煤层2层(即A1+2、A0号煤层)。煤层总厚度98.25m,平均厚度52.11m。可采煤层总厚80.61 m,平均可采厚度51.42 m。煤层倾角一般10°~35°,煤层赋存稳定。煤层埋藏比较浅,埋藏深度30~540m。
A0煤层可采厚度5.00~20.09m,平均为10.30m;在井田北部受火烧影响较大,火烧最大深度约300 m;上 距A1+2号煤层17.47~37.30m,平均25.88m。
A1+2煤层可采厚度12.21~44.6m,平均为32.96m,井田北部该煤层受火烧影响较大,火烧最大深度约300m,上距A3号煤层12.53~46.18m,平均24.60m。
A1+2和A0号煤层的氧化样着火温度为348.00 ℃~349.00 ℃,原样为368.00 ℃~387.00 ℃,还原样为389.00 ℃,△T 为40.00 ℃~41.00 ℃,属易自燃的煤。
井田内主要可采煤层浅部火烧严重,火烧区主要分布于井田北部,烧变岩石较为破碎,裂隙相对发育,具有一定的储水空间,也是较为良好的透水通道。井田内火烧区由西向东逐渐变深,最深处约300m,钻孔控制的火烧区深度标高分别为+734m、+655m,其中,Ⅰ勘探线火烧区深度标高为+734m,Ⅲ勘探线火烧区深度标高为+700m。在Ⅴ勘探线除深部A0号煤层外,其上部各煤层全部火烧。
根据《新疆小黄山煤矿开采层煤与瓦斯突出危险性评估报告》,井田F5断层上盘的A7、A6、A5、A4煤层无突出危险性,A3、A1+2、A0煤层具有煤与瓦斯突出危险性。F5断层下盘A7、A6、A5、A4、A3、A1+2、A0均具有煤与瓦斯突出危险性。
主井在+635 m 标高揭A6煤层,实测A6煤层原始瓦斯压力1.4 MPa,破坏类型为Ⅲ类煤,坚固性系数为0.23,瓦斯放散初速度为20.5mmHg,瓦斯含量11.3m3/t。对比煤层鉴定突出危险性单项指标,A6煤层具有突出危险性。矿井瓦斯等级:煤与瓦斯突出矿井。
矿井设计生产能力0.9 Mt/a,矿井服务年限37.66a,其中一水平30.64a。开拓方式矿井采用立井-斜井、集中大巷(石门)开拓方式。
工广内布置3个立井井筒,即主井、副井和风井;西部布置1条回风斜井,共4个井筒。后期在Ⅲ勘探线北部增设1个东回风立井。
全矿井划分两个水平,一水平标高+580 m,二水平标高+400m。矿井开采A6、A0、A1+2共3层煤,A6为单一煤层,A1+2、A0为煤群(组)开采。分别以F5 断层和Ⅲ勘探线为界共划分7个单翼采区,其中一水平划分一~五共五个采区,二水平划分六、七两个采区。
一采区位于F5断层上盘开采A6煤层;A0、A1+2煤层以F5、Ⅲ勘探线为界共划分五个采区,其中二、三两个采区均位于F5断层上盘,其余的四~七共四个采区均位于F5断层下盘。
+710m 标高分别在Ⅰ、Ⅲ勘探线附近各布置1条回风石门,即+710m 水平1、2号回风石门;沿A0煤层底板布置1条回风大巷。
+580m 标高分别在Ⅰ、Ⅲ勘探线附近各布置一组轨道和运输石门,即+580 m 水平1、2号轨道和运输石门;沿A0煤层底板布置轨道和运输大巷各1条。
每个采区均布置3条倾角25°的上山,即轨道、运输、回风上山,其中:一采区的3条上山均布置在A5煤层顶板,其余各采区的轨道和回风上山均布置在A0煤层底板,运输上山沿煤层布置。
设计确定一采区为首采区,一区段的A6煤层工作面为首采面。
矿井除了一采区煤层开采顺序是由上往下开采外,其余采区选择A0煤层顶分层作为保护层开采,上保护A1+2煤层,下保护A0煤层的底部煤层。A0煤层顶分层接A1+2煤层,最后开采A0煤层底分层。
设计选择A0煤层顶分层作为保护层,上保护A1+2煤层,下保护A0底部煤层;在距离A0煤层底板法向距离不小于20m 处,布置底抽巷,采用穿层钻孔预抽消突的区域防突措施。
4.1.1 主、风井标高设计不合理
主井提升水平布置在+580 m 标高,造成+580m 水平煤炭全部通过采区运输上山下运,不利于设备安全运行和维护。
回风立井井筒落底标高为+710m,主、副井井筒落底标高为+580m,造成回风立井与副井、主井贯通距离长,不利于建井期主、副井与回风井短距离贯通,尽快形成进回风系统以及开拓准备、井底车场硐室回风,尤其在开拓二水平时,将会造成矿井串联通风。
4.1.2 井下主要大巷布置不合理
原设计+580m 水平在A0煤层底板布置轨道和运输大巷各1条,+710m 水平布置1条A0煤层底板回风大巷以及Ⅰ、Ⅲ勘探线回风石门各1条;采区布置轨道、运输和回风3条上山。形成+580 m 水平运煤、材料和行人兼进风,+710m 水平回风,即“两进一回”通风格局。
根据矿井地质资料分析,火烧区由西向东逐步加深,Ⅰ勘探线火烧区深度标高为+734m,Ⅲ勘探线火烧区深度标高为+700 m。这样对施工+710m A0煤层底板回风大巷及Ⅲ线回风石门形成重大安全威胁。
原设计+580m 水平只进风,+710m 水平只回风,不能满足突出矿井开拓准备回风、瓦斯治理工程的需要,易造成“串联通风”、“抹门过”等问题,通风系统不合理,不利于矿井接替和安全生产。
4.1.3 一采区设计不合理
原设计一采区生产系统由+710m~地面的一组上山构成回风、轨道和运输系统;一采区生产系统必须利用二采区轨道和运输系统。
存在问题:一采区主运输系统由+845m到+710m 转到+580m,分别通过两条倾角25°运输下山胶带机的下运+580m 水平;辅运输系统由+580 m 到+710 m 转到+845 m,分别通过两条倾角25°的轨道上山提到+845m。系统复杂,工程量大、投产工期长、管理环节多、系统效率低,系统的安全、可靠性较差。
4.1.4 瓦斯治理巷道设计不合理
原设计在距A0煤层底板法向距离20m A0煤层工作面倾向中部布置底板巷,底板巷长度与工作面顺槽长度相同;在底板巷每隔20m 布置一个钻场,利用穿层钻孔预抽回采区域及煤巷条带瓦斯。但是,A0煤层作为保护层先行开采,受A0煤层采动影响,A1+2煤层产生卸压效应,A0煤层工作面回采时大量卸压瓦斯涌向回采空间。原设计没有对A1+2煤层卸压瓦斯进行有效抽采拦截,必然制约安全生产。
4.2.1 主、风井设计
主井提升水平布置在+700 m 标高,+580m 水平采区煤炭运输皆采用上运方式,同时主井井底清理撒煤系统利用+700m~+580m段主井井筒(小断面),回风立井下延至+580m 水平。
4.2.2 井下主要大巷布置[1][2]
取消+710 m A0煤层底板回风大巷及Ⅲ勘探线2号回风石门。+580 m 水平:在Ⅰ、Ⅲ勘探线分别增加1条回风石门,形成1、2号轨道、运输和回风3条石门;在A0煤层底板增加1条回风大巷,形成轨道、运输和回风3条大巷。
+700m 水平:在Ⅰ勘探线增加轨道和运输石门各1条,形成轨道、胶带机和回风3条石门。一期工程以Ⅰ勘探线石门工程为主,+580m 水平A0煤层底板轨道、运输和回风大巷以及Ⅲ勘探线石门工程均作为二期工程,为火烧区水害防治创造条件。
4.2.3 一采区巷道设计
一采区生产系统修改为:由+845m~地面的一组进、回风斜井和+845m~+700m胶带机下山组成。进风斜井进料、行人兼进风和排矸,采区煤炭由+845m~+700m 胶带机下山经+700m 胶带机石门进主井。
4.2.4 瓦斯治理巷道布置优化设计
结合小黄山煤矿煤层的赋存、瓦斯来源等特点和工作面所需的抽采量,提出小黄山煤矿可行的抽采方法。
选择A0煤层顶分层作为保护层,上保护A1+2煤层,下保护A0煤层底分层。在A0~A1+2煤层之间布置2条瓦斯抽采巷,施工穿层钻孔,抽采A0煤工作面采空区瓦斯和A1+2煤卸压瓦斯;在A0煤层底板法距20m位置布置一条底抽巷,施工穿层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯。A0煤层具有煤与瓦斯突出危险性,A0煤层作为保护层先行开采,需采取区域预抽防突措施。预抽煤体瓦斯可采用地面钻井、穿层钻孔预抽或顺层钻孔预抽。
地面钻井预抽因地面火烧区范围大而不能采用;顺层钻孔预抽安全性差,特别是对厚煤层难以消除“盲区”,因此,顺层钻孔预抽也不予采用。A0煤层顺层钻孔布置如图1所示。
图1 A0 煤层顺层钻孔布置示意图
穿层钻孔抽采时间长,抽采范围大,抽采与生产干扰小,抽采效果较好,设计A0煤层工作面采用底板巷穿层钻孔预抽回采区域及煤巷条带瓦斯区域防突措施。[3][4]设计在距A0煤层底板法向距离20m、A0煤层工作面倾向中部布置底板巷,底板巷长度与工作面顺槽长度相同;在底板巷每隔20m 布置一个钻场,每个钻场施工两排扇形钻孔,每排钻孔数为22个,钻孔均匀覆盖整个区段,钻孔控制煤层上顺槽上帮轮廓线外20m,下顺槽下帮10m(煤层倾角小于25°区域钻孔控制到顺槽两侧轮廓线外15 m);钻孔穿透煤层进入顶板0.5m 左右;钻孔直径Φ113mm,钻孔终孔间距10m。A0煤层顶、底板穿层钻孔布置如图2所示。
图2 A0 煤层顶、底板穿层钻孔布置示意图
A0煤层与A1+2煤层间距较小,A0煤层上分层采后上部岩层垮落变形,若巷道布置在冒落带和裂隙带内,在工作面回采时将会被破坏,考虑到A0煤层回采时抽采A1+2煤层卸压瓦斯的需要,设计将岩石巷道外错A0煤层顺槽布置,使其在采动冒落影响范围之外,以便巷道维护。参考《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程》中地表移动实测参数,因无本矿区实测数据,参考邻近矿区开采同一地层侏罗纪的数据,取移动角β为60°,γ为68°,设计A0煤层两条顶板巷一条外错运输顺槽10m,另一条外错回风顺槽25m(沿倾向距离)布置。
设计选择A0煤层顶分层(2.6m)作为保护层,上保护A1+2煤层,下保护A0煤层底部煤层,因此在开采A0煤层顶分层时,A1+2煤层及A0下部煤层在采动卸压作用影响下,煤层透气性增加,煤层瓦斯大量解吸,邻近层瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量比重较大,根据瓦斯涌出预计结果,在开采A0煤层顶分层时,本煤层绝对瓦斯涌出量为31.90 m3/min,邻近层瓦斯涌出量达到140.88 m3/min,邻近层涌出量占回采工作面瓦斯总涌出量的81.5%。在未对邻近层瓦斯进行抽采的情况下,大量卸压瓦斯将涌向回采工作面,严重威胁回采工作面的安全生产。
5.1.1 缩短了主、副、风三井短距贯通距离
尽快形成进正规、合理的回风系统,为矿井开拓提供有利条件。同时,为矿井后期形成合理、完善的回风系统打下基础。
5.1.2 优化设计解决了水患威胁的问题[5]
根据目前的矿井地质资料,只能分析出火烧区由西向东逐步加深的趋势和个别的火烧区深度标高,并不能绘制出一条完整的火烧区底部边界线。取消+710 m A0煤层底板回风大巷及Ⅲ勘探线2号回风石门,暂时回避了火烧区水患威胁的问题,为探清火烧区底界情况赢得了时间和空间。
5.1.3 优化设计使一采区准备更为简单[6]
系统更为合理。一采区一组由+845 m~地面的一组进、回风斜井和+845m-+700m 胶带机下山,可以从地面合适的地点施工,施工简单,揭煤安全、合理。后期一采区的出煤了解决了从+845m→+710m→+580m,两条倾角25°运输下山胶带机的下运问题;辅运由+580m→+710m→+845m,两条倾角25°的轨道上山上运问题。系统简单、管理环节少,安全可靠性大大提高。
5.1.4 解决了特厚突出煤层的瓦斯治理问题[7]
选择A0煤层顶分层做为首采关键保护层,同时选择布置A0煤层顶、底板瓦斯抽采巷,施工岩巷顶底板预抽钻孔进行区域消突。前期利用抽采巷钻孔掩护A0煤层工作面上下顺槽掘进,回采工作面预抽消突及对A1+2煤层进行预抽;后期抽采A0煤层顶分层工作面采空区及顶板裂隙带瓦斯,以及拦截A1+2煤层卸压瓦斯。加大了特厚易自燃煤层防火的可靠性。
至矿井移交时,按照优化后的矿井共布置瓦斯治理岩巷3条:一采区A6煤层底板巷(长度为730m)2条;二采区A0煤层底板巷(长度为1 050 m)1 条。底板巷净断面积10.4m2,巷道总工程量2 510m。全封闭采空区瓦斯抽采如图3所示。
图3 全封闭采空区瓦斯抽采示意图
预计移交时共需施工钻场85个,钻场规格5m(宽)×4m(深)×3m(高),钻场工程量为5 100m3。
该矿井条件复杂主要表现在以下方面,一是矿井水文地质条件极为复杂,特别是火烧岩积水区,积水区域广,储水空间大,底部界线发育不清楚,且内部裂隙发育,是良好的透水通道;二是矿井属于煤与瓦斯突出矿井,煤与瓦斯突出治理难度大,开采成本高;三是煤层特厚、瓦斯储量高、易自燃。A0工作面预计相对瓦斯涌出量111.85m3/t,预计绝对瓦斯涌出量172.78 m3/min,A1+2工作面保护卸压后预计相对瓦斯涌出量13.79m3/t,预计绝对瓦斯涌出量48.63m3/min;四是一采区由于受F5断层的切割,是一个独立的采区,与矿井主系统联系困难。
优化设计方案通过方案调整使主运、回风系统更为合理,使一采区生产系统更为简单、可靠;使矿井系统暂时避开了火烧区积水的威胁,为火烧区积水的治理赢得时间和空间;为高瓦斯、特厚煤层的瓦斯治理提供了一套完整、有效的设计方法,并充分利用瓦斯底抽巷,一巷两用,使特厚易自燃煤层的防火问题的解决,更加可靠。
[1]宋志生.阳煤集团五矿后备区矿井辅助运输方案的选择[J].山西煤炭,2008,(4):18-19.
[2]凌建斌.煤矿井下无轨辅助运输的技术特点及发展趋势[J].山西煤炭,2008,(2):12-13.
[3]徐虎.高产高效矿井建设现状及发展趋势[J].同煤科技,2004,(2):9-10.
[4]乌荣康.高产高效矿井建设现状及发展趋势[J].中国煤炭,2003,(10):7-9.
[5]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社.2000.
[6]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社.1999.
[7]李普,李新宪.云盖山煤矿二矿瓦斯地质特征分析及瓦斯预测[J].煤炭工程,2008,(4):72-73.