王廣波

(國能鄂爾多斯市工程設計有限公司，陜西 榆林 719315)

0 引言

瓦斯災害是井工煤礦主要災害之一，是制約煤礦安全生產(chǎn)和煤炭工業(yè)發(fā)展的重要因素[13]。根據(jù)瓦斯治理“先抽后采、監(jiān)測監(jiān)控、以風定產(chǎn)”十二字方針，以及“通風可靠、抽采達標、監(jiān)控有效、管理到位”16字綜合治理體系工作基本要求，煤礦均應在瓦斯涌出等級鑒定及瓦斯涌出量等參數(shù)測定的基礎上，因地制宜，進行適合本礦井瓦斯涌出特征的防治工作[46]。

金烽寸草塔煤礦地處鄂爾多斯中生代聚煤盆地北緣的東勝煤田，其含煤地層為侏羅系中下統(tǒng)延安組。井田范圍內(nèi)賦存總計10層可采煤層，近年來開采煤層為3-1號煤層及4-1號煤層，其中3-1號煤層受壓茬關系影響剩余小部分資源尚未開采，現(xiàn)主采4-1號煤層。根據(jù)地質(zhì)勘探資料，各煤層均為低瓦斯煤層，礦井歷年瓦斯涌出量等級鑒定均批復為低瓦斯礦井。但礦井前期開采3-1號煤層時，由于使用氣焊切割順槽聯(lián)巷密閉前頂板鋼帶，出現(xiàn)過瓦斯爆炸事故。同時，3-1號煤層綜采工作面上隅角瓦斯?jié)舛瘸迋鞲衅鲌缶l次較多，且無規(guī)律可循，通過加大工作面風量、安設風簾等調(diào)風措施不能有效解決上隅角瓦斯?jié)舛瘸迒栴}，說明3-1號煤層雖是低瓦斯煤層，但局部瓦斯涌出量增加的隱患較大。為保證安全生產(chǎn)，需采取針對性的瓦斯治理措施。由于總體上煤層瓦斯含量低，不具備可抽采利用的價值，在調(diào)整通風參數(shù)、增加通風設施不能解決綜采工作面上隅角瓦斯問題的條件下，建設井下瓦斯抽放系統(tǒng)成為必然選擇。

1 初期井下瓦斯抽放系統(tǒng)設置、效果及問題

井下瓦斯抽放系統(tǒng)投用初期設置于3-1號煤層，每個工作面單獨施工瓦斯抽放硐室，采用聯(lián)巷密閉埋管法。瓦斯抽放硐室內(nèi)安裝ZWY180/220-G型瓦斯抽放泵，最大抽氣量180 m3/min，電機功率220 kW，極限真空度-81 kPa，工作電壓660/1 140 V。主管采用φ325 mm焊管(壁厚12.5 mm)及φ508 mm PE管，每隔24 m安設配套三通，支管采用φ325 mm焊管(壁厚12.5)帶DN300法蘭，3111工作面初期井下瓦斯抽放系統(tǒng)管路布置及安裝如圖1～3所示。

圖1 31111工作面初期井下瓦斯抽放系統(tǒng)布置圖Fig.1 Layout of underground gas drainage system in the initial stage of 31111 working face

圖2 抽放支管安裝Fig.2 Installation drawing of the drainage branch pipe

圖3 抽放主管安裝Fig.3 Installation drawing of the drainage main pipe

井下瓦斯抽放系統(tǒng)投用后，工作面采空區(qū)及上隅角瓦斯超限現(xiàn)象及傳感器報警頻次明顯減少，抽放效果明顯，達到預期目標。但隨著采用抽放系統(tǒng)的工作面數(shù)量增加，φ325 mm焊管消耗隨之增大，每個工作面都需要消耗數(shù)千米的鋼管和大量的三通、法蘭等材料及部件。為此，需在其后續(xù)的開采中，探索是否具有更為經(jīng)濟的管路布置方式。

2 井下瓦斯抽放系統(tǒng)優(yōu)化實踐

在3-1號煤層由于受地表村莊壓覆及壓茬關系影響，其剩余資源暫時無法開采的前提下，礦井進行了4-1號煤層的開拓延深，地質(zhì)勘探成果顯示4-1號煤層的瓦斯含量較低，可定性為低瓦斯煤層，但對瓦斯防治設計仍顯不足。因此，采用分源預測法對4-1號煤層瓦斯涌出量進行預測[79]。

2.1 4-1號煤層(開采層)瓦斯涌出量

2.1.1 4-1號煤層回采工作面瓦斯涌出量預測

4-1號煤層正?；夭蓵r布置1個回采工作面，全部垮落法管理頂板?；夭晒ぷ髅嫱咚褂砍隽坑嬎阋娛?1)

q采=K1·K2·K3·(Wo-Wc)·m/M

(1)

式中，q采為開采層相對瓦斯涌出量，m3/t；K1為圍巖瓦斯涌出系數(shù)，取1.3；K2為工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù)，工作面回采率0.85，故K2=1.18；K3為采區(qū)內(nèi)準備巷道預排瓦斯影響系數(shù)，K3=(L-2×h)/L=0.86；h為掘進巷道預排等值寬度，按規(guī)定取21.5 m；Wo為煤層原始瓦斯涌出量，Wo=(100-Mad(原煤水分)-Ad(原煤灰分))×0.18/100=0.15 m3/t(根據(jù)地勘資料，原煤灰分含量取7.52%，原煤水分含量取7.78%)；Wc為殘存瓦斯含量，m3/t，取0.051 m3/t；m為煤層厚度，4-1號煤層平均煤厚3.2 m；M為煤層開采厚度，礦井采用一次采全高綜采工藝，故M取平均煤厚3.2 m。則4-1號煤層回采工作面相對瓦斯涌出量為0.131 m3/t。

2.1.2 掘進工作面瓦斯涌出量預測

設計4-1號煤層布置2個掘進工作，掘進工作面瓦斯涌出量分別計算見式(2)

q掘=2×(q1+q2)

(2)

式中，q1為掘進巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；q2為掘進巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min。

q1計算見式(3)

q1=D·v·q0·(2×(L/v)0.5-1)

(3)

式中，D為巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，取16 m；v為巷道平均掘進速度，取0.02 m/min；q0為煤壁瓦斯涌出強度，經(jīng)計算q0取0.002 77 m3/(m2·min)；L為掘進巷道長度，取均值2 000 m。則q1=0.523 m3/min。

q2計算見式(4)

q2=S·v·r·(Wo-Wc)

(4)

式中，S為掘進巷道斷面積，取15 m2；r為煤的密度，t/m3。則q2=0.039 m3/min。故q掘=2×(q1+q2)=1.124 m3/min。

因此，計算得掘進巷道瓦斯涌出量為1.124 m3/min。

2.1.3 生產(chǎn)盤區(qū)瓦斯涌出量預測

盤區(qū)相對瓦斯涌出量計算見式(5)

(5)

式中，q盤為盤區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t；K′為瓦斯涌出系數(shù)，取1.3；q采i為第i個回采工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；Ai為第i個回采工作面的日產(chǎn)量，t；q掘i為第i個掘進工作面瓦斯涌出量，m3/min；Ao為盤區(qū)的平均日產(chǎn)量，t。故，q盤=0.26 m3/t。

2.1.4 開采層礦井相對瓦斯涌出量

礦井相對瓦斯涌出量計算見式(6)

(6)

式中，q礦為礦井相對瓦斯涌出量，m3/t；q采i為第i個生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t；Aoi為第i個生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t；K″為已采采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，1.3。故，q礦=0.34 m3/t。則開采層礦井絕對瓦斯涌出量q礦max=2.89 m3/min。

2.1.5 鄰近層瓦斯涌出影響

4-1號煤層的上鄰近層為3-1號煤層，雖然3-1號煤層采空區(qū)及圍巖殘存瓦斯部分會沿頂板冒落形成的裂隙向松散層及地表逸散，但3-1號煤層基本位于4-1號煤層開采冒落帶內(nèi)，加之存在斷層，定性來看，3-1號煤層采空區(qū)殘存瓦斯對4-1號煤層瓦斯涌出有一定影響，但定量計算預測誤差將會較大[1012]。4-1號煤層的下臨近層為尚未開采的5-1號煤層，層間距平均約35 m，地勘成果顯示5-1號煤層瓦斯含量為5.14%～8.43%，為低瓦斯煤層。根據(jù)圖4，煤層受采動影響瓦斯排放率Ki僅為不到10%，對4-1號煤層影響較小。

圖4 鄰近層瓦斯排放率與層間距之間的關系曲線Fig.4 Relationship between gas emission rate of adjacent layers and layer spacing

通過上述計算及分析，4-1號煤層瓦斯涌出情況與已開采的3-1號煤層相似，亦屬低瓦斯煤層，達不到可抽采利用價值，不需建設地面瓦斯抽采系統(tǒng)。但埋深較上層煤增加，2層煤之間的隔水層成為瓦斯逸散天然的阻礙，加之受上鄰近層采空區(qū)瓦斯涌出等因素影響，局部瓦斯涌出量增大的隱患仍然存在，考慮周邊臨近礦井開采同煤層的瓦斯涌出情況，在4-1號煤層開采時建設井下瓦斯抽放系統(tǒng)是必要的。

2.2 4-1號煤層瓦斯抽放系統(tǒng)設置優(yōu)化

在4-1號煤層投產(chǎn)后，礦井升級掘進設備，調(diào)整掘進工藝，由連續(xù)采煤機掘進變?yōu)榫蝈^一體機掘進，導致綜采工作面順槽聯(lián)巷間距增加。同時，為加強工作面瓦斯治理效果，工作面由下行通風改為上行通風，由底板位于高處的輔運順槽進行回風；由此瓦斯抽放系統(tǒng)布置相應進行了優(yōu)化，主要體現(xiàn)在以下幾點：①瓦斯抽放硐室集中布置，多個工作面利用一個瓦斯抽放硐室；②瓦斯抽放主管路安設于遠離工作面的輔運順槽(兼回風)，安裝由道木托墊改為H型管托架架設；③利用聯(lián)巷安裝部分抽放支管；在輔運順槽及主運順槽間煤柱內(nèi)施工近水平鉆孔，以安裝部分抽放支管；④加大瓦斯抽放泵站能力，根據(jù)不同工作面實際需要，使用ZWY270/355型或ZWY-320/400型井下移動抽放泵站，最大抽氣量270～320 m3/min，電機功率355/400 kW，極限真空度-84 kPa，工作電壓660/1 140 V。抽放系統(tǒng)安裝2臺抽放泵，1用1備，雙回路供電；⑤瓦斯抽放泵站的抽放泵吸入管路、抽放系統(tǒng)中增設瓦斯計量裝置和控制閥門。優(yōu)化后的瓦斯抽放系統(tǒng)布置如圖5所示。

圖5 41203工作面瓦斯抽放系統(tǒng)布置Fig.5 Layout of gas drainage system for 41203 working face

2.3 主要優(yōu)缺點

通過上述調(diào)整及優(yōu)化，抽放支管口位于工作面副幫靠近頂板0.8 m內(nèi)，既不易被垮落后的頂板巖石破壞，又進一步增強了頂部上隅角瓦斯的抽放效果。將主管路布置在工作面外側(cè)輔運順槽內(nèi)，主管路全部鋼管、三通、法蘭、閥門等均可回收，大大減少管材消耗，以推進距離最大3 000 m的綜采工作面為例，相較于原布置方案，優(yōu)化后的瓦斯抽放系統(tǒng)設置，只有1 000 m鋼管(約50個支管)和50個法蘭不可回收，其余管材均可回收，扣除鉆孔及支管施工安裝費用，管材消耗費用就可節(jié)省200萬元以上。鉆孔及管路安裝等各類工程均與工作面回采工序近乎達到互不干擾，利用綜采工作面檢修時間即可完成主管拆除回收等相關工作，進一步減少影響工作面生產(chǎn)的關鍵環(huán)節(jié)，有利于提高綜采工作面開機率。集中布置瓦斯抽放硐室，3～4個工作面共用一個硐室，減少礦建及安裝工程量，相應減少費用。

3 結(jié)語

瓦斯抽放系統(tǒng)在寸草塔煤礦井歷經(jīng)十余年的應用，其優(yōu)化過程是充分結(jié)合礦井工作面通風方式、掘進設備及工藝的改變，以及井下近水平鉆機投用的實際而進行，在進一步增強抽放效果的基礎上，對瓦斯抽放系統(tǒng)進行針對性的調(diào)整和優(yōu)化，最終形成適合礦井自身生產(chǎn)實際和特點的布置形式。根據(jù)礦井應用現(xiàn)狀，綜采工作面順槽煤柱鉆孔及聯(lián)巷密閉內(nèi)抽放支管布置間距60 m左右，每個鉆孔內(nèi)采用的φ325 mm鋼管長度20.3 m，鋼管分為4段逐個對接，單段重量達250 kg。鋼管安裝后用細石砼將鉆孔與鋼管之間的空隙封閉。鉆孔施工和鋼管安裝仍顯不便，整體工時和工效仍可提高。因此，在保證瓦斯抽放效果的前提下，減小鉆孔直徑，簡化鉆孔施工工藝；加密支管布置，縮小支管直徑和壁厚，減少鋼管重量及用量；優(yōu)化支管對接方式(例如改為絲扣連接加密封墊)，以及孔壁和支管間空隙的密封材料和工藝；在支管管徑減小后，流量不變的條件下，其阻力損失將會增大，如何平衡支管管徑、布置密度和瓦斯抽放泵站功率之間的關系，是本礦井瓦斯抽放系統(tǒng)繼續(xù)優(yōu)化的思路和探索的方向。