大采高綜采工作面上隅角瓦斯治理研究

王園園

（山西煤炭運銷集團陽城四侯煤業(yè)有限公司，山西 晉城 048108）

綜采工作面上隅角瓦斯防治是井工礦井普遍面臨的一個難題，上隅角瓦斯超限嚴重威脅著礦井的安全生產(chǎn)，同時也制約了工作面的生產(chǎn)能力。盡管采取了設置導風簾、放頂封堵上隅角等諸多措施，但由于煤層賦存條件、開采設備的全自動化改造以及上隅角存在的特殊位置和不斷變化特性，上隅角瓦斯超限還未得到有效根除，亟待結(jié)合自身礦井實際情況，進一步深入研究和治理。

1 試驗工作面概況

1.1 地質(zhì)概況

3103綜采工作面位于礦井北部一采區(qū)，東側(cè)為3102工作面采空區(qū)，西側(cè)為實體未開采煤層（3104設計準備工作面），北側(cè)為礦井邊界保護煤柱，南為一采區(qū)三條大巷?；仫L順槽在距采區(qū)軌道大巷130m處有整合前山西陽城四侯煤業(yè)有限公司的回風立井（報廢）和總回風巷。工作面進、回風順槽掘進期間共揭露4個構(gòu)造異常區(qū)，均存在頂板下落，煤層變薄。在470m處，揭露陷落柱（X-1），對工作面回采影響較大。根據(jù)3103進、回風順槽掘進期間的地質(zhì)情況，從360m至3103切眼區(qū)段，煤層傾角較大，最大32°，平均18°以上。大部分區(qū)域頂板較為破碎。

1.2 巷道和設備布置情況

3103綜采工作面為一次采全高，采用“U”形布置方式，順槽長度為600m，工作面切眼長度160m，平均采高4.5m。進、回風順槽巷道頂板和回風順槽非回采側(cè)巷幫支護均采用金屬錨桿+金屬網(wǎng)+鋼筋梯子梁，錨索補強。本工作面采用掩護式液壓支架，兩順槽端頭采用掩護式過渡支架進行支護，進、回風順槽超前支護采用組合式液壓超前支架。

2 3103工作面上隅角瓦斯超限原因

3103綜采工作面采用MG400/930-GWD型交流無鏈電牽引采煤機，割煤速度較快，瓦斯涌出量因落煤煤量增加而增大，造成綜采工作面整個回風流系統(tǒng)瓦斯?jié)舛壬叩耐瑫r，導致上隅角及采空區(qū)等通風不良地點瓦斯超限。

3103綜采工作面切眼最大傾角32°，根據(jù)掘進時揭露情況分析有四個構(gòu)造異常區(qū)，總體呈現(xiàn)頂板破碎。在遇到這種情況時，通常采用割頂留底的方法降低采高，確保支架的穩(wěn)定性和初撐力。從而導致采空區(qū)留煤量增大，造成采空區(qū)和上隅角瓦斯超限。

3103綜采工作面回風端頭采用掩護式過渡支架進行支護時，由于架間間距較小，工作面風流不能吹到上隅角，造成上隅角瓦斯不能及時排出，導致上隅角瓦斯積聚和超限。

3103綜采工作面回風順槽西側(cè)為實體煤幫，靠近煤幫處頂板不易垮落，上隅角懸頂不能及時垮落，造成采空區(qū)瓦斯積聚到上隅角。當頂板垮落時，將采空區(qū)和上隅角瓦斯吹出，瞬時造成工作面及其回風流瓦斯超限。

綜采工作面上隅角瓦斯超限極易釀成瓦斯事故，巷道掘進支護采用錨網(wǎng)支護，當綜采面回風端頭出現(xiàn)頂板破碎，需帶壓移架時，支架與頂部錨索或錨桿摩擦火花極易造成上隅角瓦斯爆炸。

3 綜采工作面上隅角瓦斯治理

在上隅角瓦斯治理方法方面，根據(jù)3103綜采面支架布置、頂板巖性等實際情況，共采用三步走的策略對上隅角瓦斯進行防治和管理。前兩步為主動式瓦斯防治，第三步為被動式瓦斯防治。第一步為退錨加頂板預爆裂，第二步為超前移架，第三步使用導風簾。

3.1 退錨加頂板預爆裂措施

利用超前支架對回風順槽頂錨桿（索）超前退錨，退錨后采用深孔爆破的方法對頂板上部9～13m處粉砂巖層進行預裂，確保上隅角頂板能夠隨工作面推進及時垮落。

3.1.1 退錨施工方法

（1）退錨施工工序

采煤機割通進、回風順槽三角煤上、下行割煤后，在超前移架范圍內(nèi)進行退錨，超前支架組即可分別降架前移，移架時應將頂梁離開頂板，然后再移架。

（2）退錨時間

在生產(chǎn)期間移超前支架作業(yè)前退錨，在檢修過程中不予實施退錨。

（3）退錨范圍

頂板完好時以超前支架頂梁前端為基準，退巷道回采幫及兩順槽頂板的錨桿索，每次退錨距離不得超過0.8m，防止因退錨距離大造成安全出口處頂板漏矸傷人。嚴禁超距離或隨意退錨。

（4）退錨注意事項

在順槽頂板完好、超前壓力不大情況下隨推進情況進行退錨。順槽片幫嚴重、頂板破碎、局部冒頂、局部下沉等狀況下，不予實施退錨，但必須采取安全措施，加強頂板管理。末采期間距離停采線20m范圍內(nèi)不予退錨。超前支架移動采用帶壓移架方式進行移架。

3.1.2 頂板預爆裂施工

本施工方法通過采用預裂切縫爆破，在局部范圍切斷頂板應力傳遞，且預裂爆破能夠很好地保護巷道頂板完整性。根據(jù)我礦地質(zhì)資料，本設計K暫按1.5取值，在不考慮底鼓及頂板下沉的情況下，工作面采高取最大值4.8m時，H縫=9.6m。

預裂切縫深度（H縫）臨界設計公式如下：

H縫=(H煤-ΔH1-ΔH2)/(K-1)

式中：

ΔH1-頂板下沉量，m；

ΔH2-底臌量，m；

K-碎脹系數(shù)，根據(jù)下表1所示，取1.3～1.5。

表1 不同巖石所對應的碎張系數(shù)表

根據(jù)該礦S-1鉆孔柱狀圖顯示，3#煤層頂板往上9～13m，有一層厚度4m的粉砂巖，為保證切頂效果，故將切頂深度修正為12m，切斷關鍵層粉砂巖巷道垮落更充分，效果更好。

切縫范圍為3103工作面回風順槽，每次切縫長度60m，切縫深度選取10m，切縫孔布置在巷幫與頂板夾角處，與鉛垂線夾角為15°（傾向采空區(qū)側(cè)），切縫孔間距為1000mm，切縫孔距煤幫200mm。

每次施工前，技術人員指導進行單孔試驗，確定合理的裝藥量和封泥長度，再進行連孔裝藥爆破，觀察兩相鄰裝藥孔間空孔內(nèi)裂紋情況。如兩相鄰裝藥孔間空孔裂紋未達到裂縫率要求標準，再進行一次連續(xù)爆破試驗，最終確定一次爆破孔數(shù)以及爆破方式等。聚能爆破采用二級煤礦乳化炸藥，采用炸藥規(guī)格為直徑Φ35×200mm/卷，雙向聚能管采用BTC-1500型，爆破孔口采用炮泥封孔。最終裝藥參數(shù)需通過現(xiàn)場試驗、窺視結(jié)果確定。頂板預裂爆破炮眼布置圖如下圖1所示。

圖1 頂板預裂爆破炮眼布置圖

3.2 超前拉架措施

采用超前移架的方法對回風端頭兩架過渡支架進行超前移架，超前拉架示意圖如圖2所示。將上隅角前移的同時又確保了工作面風流能夠進入上隅角，加大上隅角風量，吹出上隅角的瓦斯。具體如下：

綜采工作面生產(chǎn)過程中，必須安排專人對回風順槽超前支架和過渡支架進行超前移架，始終保持過渡支架超前中間架一個循環(huán)架距。確保上隅角通風良好。

圖2 超前拉架示意圖

在綜采工作面回采過程中，要注意工作面開切眼斜長變化情況，必須使回風端頭超前進風端頭。

3.3 設置導風簾進行導風措施

在采取前兩種辦法后設置導風簾導風可作為備用或臨時性措施執(zhí)行，適用于上隅角瓦斯排放或上隅角形成小三角區(qū)前采取的臨時性措施，具體如下：

使用導風簾引排瓦斯適用于上隅角區(qū)域未形成小三角區(qū)前（小三角區(qū)即空頂區(qū)域位于過渡架與端頭煤壁之間）。設置導風簾進行導風，具體如圖3所示。

圖3 導風簾設置示意圖

吊掛導風簾時，風障長度不小于10m，與支架呈45°角掛設，且封堵高度不低于巷道的1/2，風障由未垮落頂板處架間接至工作面煤幫處。距煤幫處留有1～1.5m的通風孔，使風流通過上隅角未垮落區(qū)域，有效排出采空區(qū)瓦斯，從而減小上隅角瓦斯?jié)舛取?/p>

導風簾的管理工作由綜采面專職瓦斯員負責，嚴禁任何人員損毀或私自拆除風障。

使用導風簾引排瓦斯期間，綜采面瓦斯員要注意觀察上隅角甲烷傳感器的數(shù)值變化情況，并經(jīng)常檢查瓦斯，出現(xiàn)異常及時調(diào)整。

風障隨采煤工作面推進前移，當上隅角頂板完全垮落或形成小三角區(qū)域后，風障導風失去作用時，綜采面瓦斯員方可拆除風障。并將風障整理后存放于安全地點備用。

4 結(jié)語

3103綜采工作面回采過程中工作面風量在1650m3/min的情況下，風流中瓦斯?jié)舛茸畲笾禐?.15%，但在未采取頂板預爆裂和超前移架兩種方法時，上隅角瓦斯?jié)舛茸罡邥r達到了3.5%，最低也經(jīng)常在1.0%左右。經(jīng)過多方學習和理論研究，并結(jié)合井下實際情況進行多次實踐后，形成了一套低瓦斯礦井無抽放系統(tǒng)情況下上隅角瓦斯治理辦法，自實施以來，綜采工作面上隅角瓦斯?jié)舛认陆盗?0%，控制在0.1%～0.2%之間，遇到周期來壓等特殊情況時，瓦斯?jié)舛茸罡卟粫^0.3%。采用這些措施后，綜采面日循環(huán)進度由3.6m提高到了6m，日產(chǎn)量也增長了40%，在確保了安全生產(chǎn)的同時，也大大提高了礦井的經(jīng)濟效益。