李世雄
(霍州煤電集團 騰暉煤業(yè)有限責(zé)任公司,山西 臨汾 041000)
礦井采掘深度的不斷延伸,工作面的瓦斯涌出量不斷增加,作為煤與瓦斯突出的礦井,瓦斯已成為制約礦井安全生產(chǎn)的主要因素。回采工作面的瓦斯涌出是礦井瓦斯事故的主要誘因,而回采工作面瓦斯主要來源于鄰近層瓦斯涌出和開采層瓦斯涌出,開采層瓦斯涌出來源又可分為煤壁瓦斯、落煤瓦斯和采空區(qū)瓦斯,其中,鄰近層瓦斯涌出是回采工作面涌出量的重要組成部分,瓦斯災(zāi)害事故嚴重影響礦井正常生產(chǎn)[1-2]。為此,本文以騰暉礦2-202工作面為工程背景,對工作面瓦斯抽采技術(shù)進行研究,以保證礦井的安全回采。
騰暉礦位于山西鄉(xiāng)寧縣棗嶺鄉(xiāng)店溝村,設(shè)計年生產(chǎn)能力120 萬t。2-202 工作面所采的2 號煤層位于山西組下部,屬于穩(wěn)定性煤層,煤層平均厚度3.5 m,頂板裂隙發(fā)育程度低,底板遇水膨脹軟化程度小。2-202 工作面位于二采區(qū),工作面傾斜283 m、走向長1 300 m,工作面地質(zhì)條件簡單,沒有大的斷層構(gòu)造存在,煤層平均傾角在2°,煤體瓦斯含量為 10.93 ~29.14 m3/t,煤的孔隙率為12.5%,煤層透氣性系數(shù)為 3.632 9 m2/(MPa2·d),采取Y 型通風(fēng)方式,在距工作面切眼1150 位置處,設(shè)置有1 個二切眼。根據(jù)現(xiàn)場鉆孔取樣分析,上鄰近煤層及K2、L4 灰?guī)r中瓦斯涌出約占8 號煤層工作面瓦斯涌出量的20%左右,回采初期,采取高位裂隙帶鉆孔抽采上鄰近煤層及K2、L4 灰?guī)r中瓦斯,鉆孔布置如圖1 所示,但效果不理想,回采過程中,工作面瓦斯超限現(xiàn)象時有發(fā)生,針對這一現(xiàn)象,為了防止回采期間因鄰近層瓦斯涌向2-202上工作面隅角造成瓦斯超限事故,研究分析決定,擬改為頂板走向長鉆孔瓦斯抽采工藝,以期達到抽采安全標準[3]。

圖1 2- 202 工作面高抽鉆場布置Fig.1 Layout of high drainage drilling site of 2-202 working face
騰暉礦在二切眼距2-202 工作面回風(fēng)順槽60 m 處施工了 1 個長 4.5 m×深 4 m 的鉆場,在2-202 工作面回風(fēng)順槽,采用ZDY-11800LD 型號鉆機、選用直徑為89 mm 的鉆桿進行鉆場布置,鉆桿孔直徑選用120 mm,鉆孔長度設(shè)定為600 m,鉆進層位是2 號煤,距3 號煤頂板20.5 m,鉆場距回風(fēng)順槽垂直高度為15 m,鉆場寬度控制60 m 范圍內(nèi),鉆孔布置如圖2 所示。


圖2 鉆孔布置示意Fig.2 Drilling layout
鉆孔直徑大,鉆孔抽采量相應(yīng)增大,根據(jù)鉆機性能、施工速度與技術(shù)水平等因素,對成孔進行2次擴孔處理,最終成孔直徑為193 mm。同時,施工過程中,考慮長鉆孔導(dǎo)致的鉆桿自重引發(fā)的下沉量,鉆孔施工過程中采取一定的仰角來彌補鉆孔的彎曲下沉,根據(jù)理論計算及經(jīng)驗確定仰角為10°。
采用兩堵一注聚胺脂+注漿聚胺脂+聚胺脂封孔的封孔方式,封孔長度均為12 m,封孔管外露鉆孔長度均為200 mm,封孔管均采用聚乙烯管,前兩種鉆孔選用2 寸封孔管,第三種鉆孔選用4 寸封孔管。
在封孔管首、末兩端距離設(shè)計位置各1 m 處,封聚胺脂(加麻袋片) 將封孔器推入孔內(nèi),在卷纏麻袋片和聚胺脂藥液的同時將1 根注漿管和1 根導(dǎo)氣管一并封入孔內(nèi),導(dǎo)氣管、注漿管的外露鉆孔長度均為100 mm,且導(dǎo)氣管位于鉆孔壁的上側(cè),注漿管位于鉆孔壁的下側(cè)。在鉆孔孔口100 mm 段,人工封入水泥砂漿將封孔管、導(dǎo)氣管、注漿管固定好。待水泥砂漿凝固結(jié)實后,利用注漿泵和注漿管向鉆孔內(nèi)注入聚胺脂藥液即可。人工用水泥砂漿將抽采管末端剩余空間封實并固定好[4-5]。
騰暉礦在2-202 工作面回風(fēng)順槽布置1 趟抽采管路,瓦斯抽采管路直徑D根據(jù)絕對瓦斯涌出量、預(yù)計的瓦斯抽出量及瓦斯抽采率,采用公式(1)進行計算:

式中:D為瓦斯管內(nèi)徑,m;Qc為管內(nèi)氣體混合流量,m3/min;v為管內(nèi)氣體經(jīng)濟合理平均流速,取5 ~ 15 m/s。
在瓦斯抽采管路中,Qc取55 m3/min,v取10 m/s,計算得D=341 mm。考慮到一定的備用系數(shù),抽采管路直徑取400 mm,選用直徑為426 mm 抽采管路[6]。
(1) 抽采管路系統(tǒng)摩擦阻力計算。

式中:H為某段管路的摩擦阻力,Pa;△為混合瓦斯對空氣的相對密度,△=1-0.446C/100;C為管路內(nèi)瓦斯?jié)舛龋?;Q為某段管路的混合瓦斯流量,m3/h;K為系數(shù),取0.71;D為管道內(nèi)徑,cm;L為管路的等值總長度,包括局部阻力的等值長度即L=L1+∑L2;L1為管路的直線長度,m;L2為某局部阻力的等值總長度,m。
計算的抽采管道直管阻力損失為1 349 Pa。
(2) 局部阻力損失計算。
管路局部阻力損失按直管阻力損失的20%計算。

(3) 總阻力損失計算。

(4) 鉆孔抽采負壓計算。

式中:H孔為抽采鉆孔孔口負壓,Pa;H泵為瓦斯泵的壓力,30000Pa;H正為瓦斯泵出口正壓,4500Pa;H總為抽采管路總阻力損失,1 619 Pa。
騰暉礦結(jié)合已有的巷道布置,設(shè)計2-202 工作面瓦斯抽采路線為回風(fēng)順槽(D426 不銹鋼管) —回風(fēng)聯(lián)絡(luò)巷(D426 不銹鋼管) —南翼下組煤回風(fēng)巷(D711 不銹鋼管) 南二回風(fēng)巷(D711 不銹鋼管) —地面抽采泵站[7-8]。
本煤層抽采管路沿巷道頂板吊設(shè),距左幫(煤體側(cè)) 大于100 mm,距頂板不大于300 mm。每根管路設(shè)2 個吊掛點,在管路出口處安裝1 個蝶閥和在線監(jiān)測裝置以及孔板流量裝置[9]。
回風(fēng)措施巷左幫(煤柱側(cè)) 吊掛距幫200 mm,距頂300 mm。管路采用鋼絲繩(φ9.3 mm) 和管卡吊掛固定,中間加絕緣皮帶,每根管路設(shè)置2 個吊掛點,每隔100 m 安設(shè)1 組接地極,接地極阻值不大于2 歐姆。在管路出口處安裝1 個蝶閥和在線監(jiān)測裝置、孔板流量裝置以及自動噴粉抑爆裝置,2 個噴粉罐之間的距離為50 m。火焰?zhèn)鞲衅鲬?yīng)安設(shè)在自動噴粉抑爆裝置與抽采進氣口之間,距離抑爆裝置的距離(沿管道軸向) 大于50 m。
所有抽采管路敷設(shè)做到平、穩(wěn)、直、密。離地不小于1.8 m;抽采管路通過的巷道曲線段少、距離短,轉(zhuǎn)彎時角度不大于50°;管路需進行漏氣試驗,千米漏氣率不得大于3 m3/min。
對2-202 工作面開采初期高抽鉆場和后期頂板走向長鉆孔鉆場2 種抽采工藝的工程費用進行了初步計劃,統(tǒng)計結(jié)果見表1。

表1 工程費用比較Table 1 Comparison of project costs
通過表1 數(shù)據(jù)分析可以,頂板走向長鉆孔鉆場工程施工費用僅是高抽鉆場的69.75%,經(jīng)濟實惠。此外,在頂板走向長鉆孔抽采和高抽鉆場抽采兩種情形下,對瓦斯抽采流量隨工作面推進距離的變化情況進行統(tǒng)計,如圖3 所示。從圖中可明顯看出,高抽鉆場需在工作面回采0 ~35 m 處瓦斯抽采流量很小,之后快速增長,但抽采流量不穩(wěn)定,且低于頂板走向長鉆孔鉆場;而采取頂板走向長鉆孔鉆場,自工作面開始回采,瓦斯抽采流量迅速上升,并保持在較高值,抽采效果好,能有效降低臨近煤層、K2、L4 灰?guī)r中瓦斯逸散而造成的工作面瓦斯?jié)舛瘸蓿_保了工作的安全回采[10]。

圖3 兩種鉆場工藝下的瓦斯抽采流量對比Fig.3 Comparison of gas extraction flowrates under two drilling field processes
騰暉礦針對2-202 工作面瓦斯抽采技術(shù)問題,采用頂板走向長鉆孔方式替代高位裂隙帶鉆孔方式,該技術(shù)具有成本低、抽采流量大、系統(tǒng)精簡、安全性好等的優(yōu)點,可有效降低鄰近煤層、巖石夾層中瓦斯逸散而造成的工作面瓦斯?jié)舛瘸蓿_保了工作的回采安全。