抽放钻孔布置（共7篇）
抽放钻孔布置 篇1
摘要：底板瓦斯抽放岩巷穿层钻孔预抽是区域防突的重要措施, 合理的底抽巷不仅可以消除回采巷道掘进和工作面回采引起的瓦斯灾害, 而且可以避免巷道掘进及工作面回采对底抽巷造成的破坏, 因此底抽巷的位置对于自身稳定性以及瓦斯防治具有重要的意义, 文章以69104工作面为背景, 采用理论分析、数值模拟的方法, 研究了该工作面底板抽放巷的合理位置, 得出运输巷底抽巷位于运输巷下方垂直10m, 且水平距离5m处;并在此基础上设计了穿层钻孔布置方案, 通过应用实践, 表明对于防止掘进工作面瓦斯突出具有立竿见影的效果。
关键词：瓦斯抽放,底板岩巷,合理位置
1 工程背景
69104 工作面所属矿井为煤与瓦斯突出矿井, 主采9#煤层, 根据煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性报告显示, 9#煤层在埋深207.22m水平以上不具有突出危险性, 而69104 运输巷所在9#煤层埋深在210~290m, 在埋深207.22m以下, 因此69104 运输巷掘进前, 必须采取区域综合防突措施[1,2]。
69104 工作面运输巷在开口位置至掘进66m段, 采用顶板穿层钻孔预抽煤巷瓦斯的区域防突措施, 尽管取得一定效果, 但顶板穿层钻孔在施工过程中由于向下打钻, 钻孔内排粉和排水困难, 严重影响掘进速度, 无法满足进度要求。为此, 提出在运输巷下方布置底板岩石抽放巷利用穿层钻孔预抽煤巷周围瓦斯, 掩护运输巷安全掘进, 而底板抽放巷与运输巷的空间相对位置是决定保护效果以及经济性的重要因素[3]。因此, 文章以69104工作面背景, 展开底抽巷与运输巷空间相对位置的研究。
2 运输巷与底抽巷相对位置
2.1 理论分析
在上部煤层回采活动影响下, 底板抽放巷的受力状况和围岩变形有很大的差别。按照巷道和上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系, 巷道的位置可归纳为以下三种情况[1,2,3]:
(1) 布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板应力降低区内, 巷道整个服务期间内不受采动影响。
(2) 布置在保护煤柱下部。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响。保护煤柱形成后, 一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时, 底抽巷可以避开采动影响, 处于原岩应力场内。
(3) 布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后, 位于已稳定的采空区下部应力降低区内。工作面跨越开采时可引起围岩强烈变形, 然后又趋向稳定, 底抽巷服务期间维护状况较好。
根据地质报告揭露, 9#煤层下方10m左右有一层煤线标志层, 为此, 选取底抽巷位于煤层底板下方10m处, 即底抽巷顶板距离9#煤层底板的垂直距离为10m。固定底抽巷与煤层顶板的距离, 研究垂直距离不变情况下, 底抽巷与运输平巷水平距离的变化对底抽巷维护以及抽采效果的影响[4,5,6]。
2.2 位移及应力分析
根据上述的方案, 分别建立FLAC3D数值计算模型, 模型中底抽巷均保持与工作面运输巷垂直距离10m, 而水平距离分别为0m、5m、10m进行研究, 模型示意图如下图1所示。
模型中均在底抽巷上选取两个观测断面, 在断面的顶底板以及两帮布置观测线, 研究运输巷掘进过程中底抽巷围岩变形及应力变化情况, 记录自掘进工作面距离观测断面30m至掘进工作面推过观测断面50范围内, 底抽巷围岩变形情况, 得出如下结论:
巷道平距分别为0m和5m时, 底抽巷受采动影响, 平距为0m时底抽巷破坏严重, 平距为5m时, 底抽巷在经过一定程度的维修后不影响使用功能。平距为0m时, 巷道变形量最大, 煤巷掘进时顶板下沉量为174mm, 底板鼓起量为115mm, 上帮移近量为82mm, 下帮移近量为78mm。平距为5m时, 巷道变形量较大, 煤巷掘进时顶板下沉量为116mm, 底板鼓起量为98mm, 上帮移近量为74mm, 下帮移近量为71mm。巷道平距分别为10m时, 虽然底抽巷受采动影响小, 巷道变形小, 成巷状况好, 但是对于掩护运输巷掘进来说, 钻孔长度增加, 施工难度大, 经济效益不高。为此, 选择运输巷与底抽巷平距为5m作为合理间距, 来设计穿层钻孔, 见图2所示。
2.3 底抽巷位置及钻孔设计
根据前面分析设计69104 运输巷底板瓦斯抽放巷断面形状为矩形, 高2.5m, 宽2.5m, 断面积6.25m2。支护方式采用锚杆、锚网、锚索联合支护。沿69104运输巷底板瓦斯抽放巷掘进方向, 每隔4m施工一组穿层抽放钻孔, 钻孔施工到9#煤层顶板为止。瓦斯抽放半径为2m, 每组钻孔数为11 个, 在9#煤层倾斜范围内所控制宽度为40m。施工完的钻孔要进行封孔, 封孔深度不小于5m, 且抽放负压不小于13KPa。钻孔设计见图3 所示, 参数见表1。
3 工程应用效果检验
在突出危险性区域中掘进煤巷可采用钻孔瓦斯涌出初速度法, R值指标法和钻屑指标法及其他经验证有效的方法预测煤巷工作面的突出危险性[4,5,6]。本次以钻孔瓦斯涌出初速度q值法预测突出危险性, 它是根据煤巷掘进工作面钻孔中单位时间内涌出瓦斯的最大流量q以及钻孔每钻进1m测定的最大钻屑量s值, 与临界值作比较, 从而检验防突效果。
采用上述底抽巷穿层钻孔预抽后, 在运输巷掘进工作面靠近巷道两帮0.5m各打一个平行于巷道掘进方向, 直径42mm, 深3.5m预测钻孔;钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S, 并在暂停掘进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q, 测定结果见下表2。
根据本煤层试验考察确定突出危险性指标q、s的临界值分别为5L/min、6kg/m。根据实测的q值和s值数据, 均小于二者的临界值, 且钻进过程中无喷孔等异常现象, 因此判定穿层钻孔预抽措施有效, 消除了运输巷掘进工作面的突出危险, 保证了运输巷掘进安全。
4 结论
文章通过理论分析和数值模拟的方法, 对比分析了运输巷与底抽巷不同空间位置时, 底抽巷的变形破坏特征, 得出了底抽巷位于运输巷下方垂距10m且与运输巷内错平距为5m时, 底抽巷变形破坏有限, 有利于底抽巷的维护, 在此基础了设计了底抽巷穿层钻孔。通过工程应用与效果验证, 表明了该种底抽巷穿层钻孔有效地消除了煤巷掘进的突出危险性, 保证了煤巷工作面的安全掘进, 为本矿及相邻矿井突出煤层巷道掘进提供了参考和依据。
参考文献
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抽放钻孔布置 篇2
超化煤矿属于高瓦斯矿井，采用走向长壁采煤法。工作面切巷斜距133m，走向可采长度970m，平均煤厚4.5m，倾角22°，容重1.45t/m3，回采率93%，可采储量计算为80.6万吨，设计生产能力7.5万吨/月，可采期11个月，推进度90m/月。该面煤层东厚西薄，厚度在0.5～13.0m之间，平均煤厚4.5m，煤层走向74～110°，倾向164～200°，倾角16～32°，平均倾角22°。工作面东部局部区域夹矸发育，夹矸厚厚度0～6.5m，岩性为炭质泥岩；工作面西部局部区域煤层较薄，煤厚小于1.30m。底抽巷及下付巷联巷施工层位为二1煤层、煤层底板泥岩、砂质泥岩及L7-8灰岩，巷顶距煤层法线距离0～20.0m。
31021工作面煤层整体上呈现一单斜构造型态。31001工作面下付巷掘进时揭露了F22、F23正断层，31021工作面上付巷掘进时预计将会揭露以上两条正断层，将造成31021工作面上付巷掘进时打底或丢底煤。根据31041上、下付巷及22121（西）炮采面下付巷掘进期间已揭露的地质资料分析，预计31021底抽巷、下付巷联巷、下付巷及切巷掘进期间不会揭露断裂构造。瓦斯浓度高达3.2%，突出指标qmax都在临界值以上，前后共发生三次瓦斯动力现象。回采初期，工作面回风流瓦斯浓度为0.36%，上隅角瓦斯浓度为0.38%，瓦斯的抽采纯量大致在2～4.2m3/min，尽管回采期间采取了一些措施，如增加风量、减小煤层的抽采半径、采空区用档风帘、降低采煤机运行速度等。
2 走向高位钻孔抽放情况分析
2.1 钻孔设计（见图1)
1#钻孔钻孔终孔距煤层顶板10m，距上切口以下30m，施工深度90m，护孔深度45m，封孔深度9m;2#钻孔钻孔终孔距煤层顶板14m，距上切口以下20m，施工深度90m，护孔深度78m，封孔深度9m;3#钻孔钻孔终孔距煤层顶板17m，距上切口以下8.5m，施工深度84m，护孔深度60m，封孔深度9m。
2.2 抽放效果分析
1#钻孔随着工作面的推进，钻孔距煤层顶板间距越来越小，瓦斯抽放浓度总体上呈增加趋势。1#孔在距煤层顶板小于6m时瓦斯抽放浓度成持续增加趋势，截止12月11日8点班，1#孔距煤层顶板3.5m，瓦斯抽放浓度47.8%。
2#钻孔随着工作面的推进，钻孔距煤层顶板间距越来越小，瓦斯抽放浓度呈增加趋势。2#孔在距煤层顶板小于7m时瓦斯抽放浓度增加趋势较为明显，截止12月11日8点班，2#孔距煤层顶板4.0m，瓦斯抽放浓度29.6%。
2#高位钻孔瓦斯抽放浓度与距煤层顶板间距的关系。
3#钻孔随着工作面的推进，钻孔距煤层顶板间距越来越小，瓦斯抽放浓度呈增加趋势。3#孔在距煤层顶板小于1m时瓦斯抽放浓度大于10%，截止12月11日8点班，3#孔距煤层顶板5.0m，瓦斯抽放浓度21.6%。
1#高位钻场内（3个高位孔）瓦斯抽放浓度及流量随着工作面的推进，二者均呈增加趋势。当高位钻孔距煤层顶板间距小于7m（平均值），钻孔的抽风浓度及流量增加趋势明显，截止12月11日8点班，1#高位钻场钻孔距煤层顶板间距为4.7m，钻场瓦斯抽放浓度18.6%，瓦斯流量为2.83m3/min。
2.3 结论
高位钻孔终孔距煤层间距6～11m时抽放浓度较好，其中距上隅角越近钻孔终孔距煤层顶板间距越大。由钻孔瓦斯流量分析认为，钻孔终孔距煤层顶板间距小于7m时抽放流量增加趋势明显。
3 倾向高位钻孔抽放情况分析
3.1 钻孔设计（见图1)
补1#钻孔钻孔终孔距煤层顶板30m，距切巷初采位置35m，施工深度35m，护孔深度33m，封孔深度12m;2#钻孔钻孔终孔距煤层顶板20m，距切巷初采位置35m，施工深度57m，护孔深度51m，封孔深度15m。
3.2 结果分析
补1#瓦斯抽采浓度随着工作面的推进首先呈增加趋势，然后呈下降趋势，当距工作面切巷达到29m时抽放瓦斯浓度达到最大值。2#瓦斯抽采浓度随着工作面的推进首先呈增加趋势，然后呈下降趋势，当距工作面切巷达到23m时抽放瓦斯浓度大大最大值。
3.3 结论
钻孔终孔距煤层顶板越高控制范围越长，补1#孔终孔距煤层顶板30m，此孔距工作面切巷29m时瓦斯浓度达到最大值；2#孔终孔距煤层顶板20m，此孔距工作面切巷23m时瓦斯浓度达到最大值。
4 高位钻孔和倾向高位钻孔抽放
为了保证工作面正常回采，抽放队负责维护抽放系统，并且将施工完好的钻孔进行连孔抽放。通风科或通风负责保证工作面正常风量的需要防止瓦斯超限。由瓦检工负责检测31021工作面瓦斯浓度变化情况，并且对探头数据显示情况进行观察，如有变化不稳定或较大时及时向通风调度汇报，同时向通风科值班科长（通风队值班人员汇报）。立即停止采煤机或者其他作业，后采取相应措施确保瓦斯不能超限。
5 结束语
抽放钻孔布置 篇3
关键词：大直径钻孔抽放,钻孔设计,效果分析
一、设计背景
任楼煤矿工作面的瓦斯治理方法为预先抽采, 由于煤层气储量丰富, 煤层的透气性又普遍很低, 存在瓦斯抽放钻孔工程量大, 抽放时间长, 抽放效果差, 消突效果不理想现象, 回采时工作面回风流中瓦斯浓度过大, 瓦斯治理成本高。我矿根据自身实际情况, 利用保护层开采提高煤层的透气性, 进行多煤层瓦斯抽放, 提高工作面瓦斯抽放的效果。根据保护层开采之后的矿山压力分布及瓦斯分布规律, 采空区不但积聚了本煤层的瓦斯, 其中有很大一部分来自于临近煤层 (即被保护层) , 尾巷抽放不但减少了上隅角的瓦斯积聚量, 还为后期被保护煤层的开采奠定了基础。
7258工作面是任楼煤矿的大采高综采工作面, 煤层瓦斯含量高, 日产4000吨煤, 工作面绝对瓦斯涌出量为32m3/min左右, 工作面回风流瓦斯浓度平均在0.50%左右, 如果瓦斯抽放效果不好将会制约大采高工作面高产高效。
而7258工作面转采段尾巷抽放, 需利用从中五采区埋设的抽放系统进行抽放, 不但存在抽放负压低, 抽放量达不到要求, 而且需埋设大量的φ300mm的瓦斯抽放管路, 瓦斯治理成本很高。而Ⅱ1采区抽放系统的抽放负压符合要求, 所以考虑从Ⅱ1采区实施措施进行抽放。
二、实施方案:
为治理7258工作面转采段的瓦斯, 提高工作面抽放率, 设计在Ⅱ1三车场Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层预抽钻孔, 代替尾巷埋管进行采空区抽放, 来降低上隅角及临近煤层的瓦斯浓度, 从而保证工作面正常生产而不出现瓦斯超限问题。
三、钻孔设计
施工钻孔开孔采用φ127mm无芯钻进至设计孔深, 并扩孔至φ147mm, 钻孔施工完毕后全程下套管。钻孔施工布置情况见附图1, 钻孔两端各留不少于300mm的套管, 以便合茬抽放。钻孔设计参数 (表1)
四、效果分析
前期尾巷抽放量为40m3/min, 浓度为4%, 而连接合茬Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层钻孔后, 尾巷抽放量为77m3/min, 浓度为5.1%。
前期工作面正常生产时, 回风流瓦斯浓度平均在0.65%左右, 提高尾巷的抽放量后, 回风流瓦斯浓度平均在0.5%左右, 风排量降低了3m3/min左右。说明在采空区利用大直径底板穿层钻孔, 代替尾巷埋管进行采空区抽放, 来降低回风流瓦斯浓度效果较好。
通过Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层钻孔, 以及配合上隅角埋管、钻场抽放、穿层及顺层抽放等方法。在工作面转采期间, 配风量为1500m3/min左右, 在降低风量 (原工作面配风量1700m3/min左右) 的情况下, 平均日产4000吨左右, 回风流瓦斯浓度平均在0.5%, 工作面绝对瓦斯涌出量32m3/min, 风排量为7.5m3/min, 抽采量为24.5m3/min, 抽采率为76.5%。
通过尾巷抽放可以降低采空区的瓦斯含量, 从而降低工作面回采过程中上隅角及回风流瓦斯浓度。大直径底板穿层钻孔代替埋管抽放, 降低成本, 提高效益, 降低劳动强度。
参考文献
利用钻孔抽放采区瓦斯技术与应用 篇4
T2291工作面位于唐山矿12水平铁二区九煤层二采区。工作面西北邻6198南、6197工作面采空区, 东北邻T2195工作面采空区。地面为河北冶金工业局、河北物资供应站仓库、唐山地区百货采购供应站、将军坨仓库等。
该工作面走向长度1062m, 倾斜长度138m, 属8、9合区煤层, 煤层平均厚度10.0m, 平均倾角12°, 平均埋深636m。地质储量185.74万t;可采储量148.59万t。工作面上、下顺槽均沿煤层底板布置, 辅助回风巷与上顺槽内错10m沿煤层顶板布置, 采用综合机械化放顶煤工艺开采, 生产能力6000-7000t/d。
工作面采用“U+L”型全风压通风 (见图1) , 配风量720m3/min。回采期间工作面绝对瓦斯涌出量平均在8~12m3/min左右, 最大达到16m3/min。先后采用采空区埋管抽放、顶板高位钻孔抽放和辅助风道分段封闭抽放等综合抽放治理瓦斯措施, 使工作面回风瓦斯浓度降到0.6~0.8%, 基本能够维持工作面生产。但是工作面上隅角及回风瓦斯浓度仍时有超限, 制约了工作面高产高效水平的发挥和安全正常生产。当时该工作面上方的地面观测钻孔正在施工中, 由于西翼二石门采区、铁二一采区及北翼采区均为高瓦斯区域, 在以前回采过程中瓦斯涌出量都较大, 且上述三个老采空区已经联为一体, 预测采空区内可能赋存大量高浓度瓦斯, 具备抽放利用条件。通过抽放利用, 不仅可以增加民用气源, 而且还可以减少采空区瓦斯向T2291采场空间涌出, 对生产工作面瓦斯治理也有好处。因此, 决定在地质钻孔试验参数测定完毕后, 再往下延伸作为抽放采空区的瓦斯钻孔, 试验探索利用地面钻孔抽放煤层已采区瓦斯技术。
2 钻孔的平面位置
观测钻孔布置在T2291工作面的中部, 沿工作面走向钻孔距开切眼的距离为350m, 沿工作面倾斜方向钻孔与上顺槽的距离是69m, 与下顺槽的距离是69m, 如图2所示。离层观测孔处, 9煤煤层的底板标高是-633m, 煤层顶板标高则为-623m, 地表标高+13, 则该观测孔处9煤层的埋深为636m。
3 钻孔结构
3.1 钻孔施工结构如图3所示。
3.2 钻孔施工顺序
第一步:钻孔开孔采用ф215mm, 直到流沙层底部, 下ф168mm套管, 利用水泥砂浆封固钻孔;第二步:钻孔穿过流沙层之后, 改用ф127mm钻头钻进, 到达地质观测钻孔终孔位置在498m处 (导水裂隙带) 停止钻进, 进行钻孔离层观测、钻孔摄像、导水裂隙带高度测定和冒落带高度观测等任务;第三步:观测完毕之后, 将导水裂隙带以上钻孔下套管, 然后用水泥砂浆封固, 钻孔封固长度根据孔内水压确定, 防止地层水溃入采空区影响安全生产;第四步:改用ф108mm钻头将钻孔延伸到采空区冒落带上部 (-595m) , 以达到抽放瓦斯流量和浓度的最佳匹配, 然后将延伸段下好ф89mm花管, 最后将钻孔口与地面抽放系统连接进行瓦斯抽放利用。
4 钻孔瓦斯观测方法及观测过程
4.1 观测方法
(1) 采用钻孔空口撒白灰的方法, 目测孔内瓦斯压力的大小变化; (2) 采用光学瓦斯检定器测定钻孔空口瓦斯浓度大小; (3) 采用高浓度瓦斯传感器下到钻孔内, 测定不同位置处的瓦斯浓度, 确定瓦斯涌出位置。
4.2 抽放效果及经济效益
2008年1月10日所有工程施工完毕, 进行正式抽放利用, 抽放的浓度为50%, 流量为5m3/min。该钻孔的成功利用, 不仅使当时T2291综放工作面的回风瓦斯浓度下降到0.2%~0.3%, 消除了工作面上隅角瓦斯时有超限的事故隐患, 还增加了气源供给, 为缓解2008年春节供气紧张的局面起到了至关重要的作用。
从抽放利用4个多月的实际观测结果发现, 该钻孔抽放瓦斯的浓度和流量相当稳定, 且随着气温的回升抽放瓦斯浓度逐步呈现上升的趋势。同时该孔的抽放利用年创经济效益达到22万元。
5 结论
5.1 唐山矿业公司利用地面钻孔抽放采空区瓦斯技术的成功探索与应用, 为老矿井的瓦斯治理和抽放利用工作开辟了一条崭新的途径。
5.2 唐山矿业公司是具有130年开采史的高瓦斯矿井, 已封闭采空区的瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出总量的50%~60%, 且试验区域属于高瓦斯区域, 以前回采期间的区域瓦斯绝对涌出量为26m3/min, 相对瓦斯涌出量为15m3/t.d, 该区域采落煤炭体积约为10593000m3, 采空区面积达到963000m2, 因此, 采空区内部相当于一个大的储气罐, 储存有大量高浓度瓦斯。以上是该钻孔成功抽放利用的先决条件。
5.3 该技术的成功为我矿今后地面钻孔的施工积累了诸多科学数据, 如:终孔位置的确定、封孔范围的确定、封孔方式的选择、套管方式的选择等等。
5.4 该技术的成功为煤矿企业贯彻落实《煤矿瓦斯抽采基本指标》和进行节能减排、资源的合理开发和有效利用提供了技术保障, 具有实际的借鉴意义。
摘要：地面钻孔抽放瓦斯一般采用预先抽放方法, 即对未泄压煤层和围岩进行抽放, 而利用地面钻孔抽放采空区瓦斯, 目前国内外从技术与应用方面研究的还很少。2007年, 唐山矿业公司利用地面钻孔对井下煤层已采区进行了瓦斯抽放技术研究与应用, 收到了较好的效果, 不仅对井下瓦斯治理起到了关键作用, 保证了矿井安全生产, 而且又增加了矿井可利用气源, 减少了煤矿温室气体排放量, 为节能、减排、环保起到了积极作用, 为今后该项技术在煤矿的推广应用积累了宝贵的技术和实践经验。
顶板走向高位长钻孔抽放瓦斯技术 篇5
鹤岗益新煤炭有限责任公司, 属高沼气煤与瓦斯突出矿井;位于益新公司井田北部的边界区反斜18-1层, 掘进期间瓦斯绝对涌出量为2立方米/分左右, 开采期间绝对瓦斯涌出量最大时达15立方米/分;开采初期配风量2000立方米/分, 工作面回风及上隅角瓦斯时常超限, 经常停产。通过采用顶板高位钻孔抽放瓦斯, 该面绝对瓦斯涌出量降至5~6立方米/分, 其中抽放瓦斯9~10立方米/分, 风排瓦斯5~6立方米/分;抽放后工作面配风1000立方米/分左右, 工作面回风及上隅角瓦斯降至0.6%左右, 工作面正常生产。下面, 就该面利用顶板走向高位钻孔抽放瓦斯的技术分述如下。
1 瓦斯抽放区概况
抽放区自然状况:
边界区反斜18-1层平均煤厚4.1m, 煤层平均倾角12°, 半亮型煤, 中等硬度, 层理节理发育, 单斜构造。该煤层老顶为灰白色中砂岩, 厚度20m。18-1煤层中间有一0.8m厚褐色中砂岩, 底板为灰黑色细砂岩, 厚度2.4m, 地质储量20万吨, 开采期间绝对瓦斯涌出量最大时达15立方米/分;其与下部18-2煤层层间距28m, 受其影响18-1层开采期间采空区内瓦斯涌出量增大。
18-1层采煤工作面走向长450m, 倾斜长120m, 采高2m。开采方法为高档普采。日计划产量1000t。
2 钻孔布置方式
2.1 钻场布置方式
沿边界区反斜18-1层回风道, 每隔80~95m布置一个顶板钻场, 位置见图1。
2.2 钻场要素
采用梯形木亲口棚支护, 上宽2.0m, 下宽3.0m, 高2m。施工执行+35°坡度, 至煤层顶板2~3m后施工平钻场4m。
2.3 钻孔布置方式
每个钻场布置6~8个钻孔。布置方式见图1。第一个钻孔终孔在上隅角往上平距3m, 第二个终孔在上隅角往下15m, 两孔之间再布置4~6个钻孔, 每个钻孔终孔标高距煤层顶板3~10m。第一个抽放钻场距采煤工作面切眼95m, 钻孔水平投影距离100~120m, 第二个抽放钻场距第一个抽放钻场距离80m, 钻孔水平投影距离100~120m, 在第二钻场钻孔施工完后, 两个钻场同时进行抽放瓦斯。依次类推, 直至开采结束。
3 抽放的方式方法
瓦斯在煤层中的流动是一个复杂的运动过程, 主要取决于煤层介质的孔隙结构和瓦斯在煤层中的存在状态。瓦斯在煤层中主要以吸附和游离两种状态存在。在煤层中抽放瓦斯时, 抽放率及抽放量受瓦斯压力、钻孔孔径、钻孔间距及抽放时间的影响较大, 而且, 卸压区的范围小, 往往抽放效果不够理想。而利用高位孔抽放瓦斯, 具备以下几个特点: (1) 受煤层瓦斯压力的影响较小。 (2) 抽放范围广, 而且老塘及抽放高位孔内瓦斯运动过程简单清晰。 (3) 见效快, 易于操作、易于观测。
具体气体流动过程见图2。
实际应用过程如下:
开采初期工作面软帮多处瓦斯超限, 最大地点达10%以上, 工作面回风瓦斯浓度在1%左右。采用SKA-303型移动抽放泵, 利用高位孔抽放瓦斯后, 采空区内局部形成负压区, 由于高位孔布置在工作面上隅角18m范围上方, 符合采空区内瓦斯流动规律, 极易抽出采空区内高浓度瓦斯, 根据我们实践探索证明, 高位孔内错回风道15m、外延回风道3m布置, 1、3、5号孔底布置在煤层顶板5~10m处, 2、4、6号孔底布置在煤层顶板3~5m处, 抽放及排放瓦斯效果最佳。因此, 抽放瓦斯后, 工作面软帮各地点及回风瓦斯浓度均降至0.6%以下, 抽放管出口孔内瓦斯浓度最大时达45%。高位抽放后, 工作面回风瓦斯浓度由1%左右降至0.4%~0.6%, 工作面正常开采。
4 瓦斯量计算
4.1 相对瓦斯涌出量
依据月份产量及瓦斯涌出量计算 (按25个工作日计算)
W—平均日涌出瓦斯量, 绝对量按12.5立方米/分计算 (月份瓦斯涌出总量为540000m3, 则日涌出瓦斯量为18000m3) ;T—平均日产量 (按1000t计算) 。
4.2 抽放瓦斯量计算
以倾斜压差计、孔板流量计测得基础数据为依据计算
K—孔板流量计效正系统数;b—效正系数;h—孔板流量计前后压差 (实测得192mm Hg即2611mm H2O) ;x—抽放瓦斯浓度。
5 抽放前后瓦斯情况对比
抽放前工作面配风2000立方米/分, 炮后回风瓦斯浓度最大时1.0%左右, 绝对瓦斯涌出量15立方米/分左右。抽放后, 抽出瓦斯量最大时达10.91立方米/分。平均在9立方米/分左右, 工作面回风绝对瓦斯涌出量降至5~6立方米/分, 工作面配风降至1000立方米/分, 回风瓦斯浓度稳定在0.4%~0.6%, 各地点瓦斯均无超限现象, 工作面正常开采。抽放泵停运期间, 工作面回风瓦斯浓度逐渐上升, 并稳定在1.5%左右, 抽放泵开起后, 工作面回风瓦斯浓度逐渐下降, 稳定在0.4%~0.6%之间。这说明工作面瓦斯涌出量比较稳定, 抽放工艺对降低工作面瓦斯浓度起到了决定性作用。
高位钻孔抽放工艺简单, 便于操作。从我们的实际应用上看, 抽放效果的好坏, 关键在于采空区内是否有高浓度瓦斯积聚和涌出, 若采空区内有大量瓦斯涌出形成正压区, 则利用负压高位孔抽瓦斯, 因势利导, 抽放的效果就比较理想。
6 应注意的几个问题及推广价值
抽放钻孔布置 篇6
1金龙煤矿21081工作面概况
金龙煤矿隶属郑煤集团, 矿井设计生产能力45万t/a, 主采的二1煤层厚1.05～21.38 m, 平均厚5.16 m, 煤层倾角8°～12°, 煤层层位稳定, 煤层结构简单—复杂, 煤层顶板为粉—中粒大中砂岩, 底板为深灰色粉砂岩, 砂质泥岩。2006年, 二1煤被鉴定为突出煤层, 矿井被定为突出矿井。
21081工作面位于21采区的中部西侧, 为21采区的首采工作面, 根据二1煤层突出区域划分, 该面在突出危险和突出威胁区域内。该工作面东邻21轨道上山、21胶带上山, 南、北、西均未开采。下部有西轨道运输大巷、回风大巷、西翼变电所、一1煤采空区。工作面标高为-151.0～-186.0 m。工作面走向长700 m, 倾斜长100 m, 现回采煤厚8～12 m, 煤层倾角7°～11°, 平均9°。21081工作面推进140 m时, 由于煤层变厚 (厚10～12 m) , 瓦斯浓度升高 (瓦斯浓度处于0.5%～0.9%之间) , 制约着工作面的安全生产。
2瓦斯来源分析
21081工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯, 另一部分来源于采空区涌出的瓦斯, 瓦斯涌出包括丢煤解吸的瓦斯、围岩涌出的瓦斯、上下邻近层卸压解吸的瓦斯。经分析, 采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯为瓦斯的主要来源。为了解决这一问题, 决定在21081回风巷距工作面40 m处掘钻场打顶板岩石抽放钻孔, 对采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯进行抽放。
3顶板岩石抽放钻孔设计
(1) 钻场设计。
首先在21081回风巷上帮距工作面40 m处施工顶板岩石抽放钻孔钻场。钻场深4 m, 采用3.0 m×3.0 m (腿×梁) 木棚支护, 对棚架设, 棚距0.5 m, 钻场内必须用坑木、荆笆、塑料网、椽杆等材料闭严。
(2) 钻孔设计。
钻场施工完毕后, 在钻场内施工6个顶板岩石抽放钻孔。钻孔呈扇形布置, 钻孔终孔位置控制到切巷顶部, 进入煤层顶板岩石垂距10 m, 控制切巷长30 m, 钻孔沿工作面走向投影距42 m, 钻孔布置如图1所示。
1#—6#孔开孔位置距煤底1.8 m。1#孔距钻场开口处1.5 m, 水平角0°, 倾角28°, 钻孔深52.0 m;2#孔开孔位置距1#孔0.5 m, 水平角8.0°, 倾角26°, 钻孔深52.0 m;3#孔开孔位置距2#孔0.5 m, 水平角14.7°, 倾角25°, 钻孔深52.5 m;4#孔开孔位置距3#孔0.5 m, 水平角21.5°, 倾角23°, 钻孔深53.0 m;5#孔开孔位置距4#孔0.5 m, 水平角27.6°, 倾角21°, 钻孔深56.0 m;6#孔开孔位置距5#孔0.5 m, 水平角33.2°, 倾角18°, 钻孔深58.0 m。具体钻孔参数见表1。
因地应力大, 钻场施工有一定的工程量, 钻场变形严重需要维护, 钻场服务时间短。再次决定在回风巷距工作面20 m处巷道上帮不掘钻场, 直接施工顶板岩石钻孔。经流量测定对比效果相同, 单孔瓦斯抽放浓度在20%～65%, 单孔流量在0.3～0.8 m3/min。
(3) 抽放系统。
高位抽放钻孔采用井下抽放泵站2台2BEA-303型抽放泵进行低负压、大流量抽放。该抽放系统在21081回风巷敷设Ø200 mm的镀锌螺旋抽放管, 抽放泵站内采用孔板流量计、高浓度光学瓦斯检定仪和抽放监测系统同时监测抽放管路内的气体参数, 钻孔采用U型压差计、孔板流量计等方法测定抽放管路内的气体参数, 并用来分析抽放效果。
4顶板岩石钻孔抽放效果分析
统计分析发现, 采用顶板岩石钻孔抽采方法, 抽采瓦斯浓度一般为20%～65%, 3组钻孔抽采纯量在2.5～3.5 m3/min;工作面回风流瓦斯浓度由抽放前的0.5%～0.9%降到0.3%以下。
在21081回风巷距工作面20 m范围内布置3组钻孔, 在工作面上安全出口以下15 m范围内保持抽采, 高浓度瓦斯通过钻孔被抽出, 采空区瓦斯向上隅角流动的流场分布状况得到改变。实践表明, 采用岩石高位钻孔抽采方法, 上隅角瓦斯浓度一般控制在0.4%以下。
5结语
通过在21081采面实施顶板岩石钻孔抽放, 抽采采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯, 减少了工作面瓦斯涌出量, 有效控制了上隅角瓦斯积聚并降低了回风量瓦斯浓度, 避免了瓦斯超限事故的发生, 保证了矿井安全高效生产。
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瓦斯抽放钻孔封孔方法技术革新 篇7
针对松软突出煤层顺层钻孔预抽瓦斯中存在的由于封孔质量问题而引起的瓦斯抽放浓度偏低等问题, 在提高封孔质量方面采用新装备、新工艺和新方法, 通过选择合适钻孔封孔技术、工艺, 提高了抽放钻孔封孔质量, 提高了单孔抽放量;通过改进顺层抽放孔封孔工艺, 提高了封孔质量和瓦斯抽放浓度。通过解决钻孔施工和封孔质量问题, 提高了单孔瓦斯抽放浓度。
2 创新的思路
采用封孔段封孔的方法 (在编织袋内倒入聚氨酯缠绕封孔管) , 并在孔内预留注料管和排气管, 然后用注浆泵向孔内注入聚氨酯封孔剂, 使单孔抽放浓度和流量数倍提高。
3 实施的方法
3.1 钻场及钻孔布置
(1) 试验地点:23082下顺槽9号钻场下帮。 (2) 钻场情况:钻场为2.4×2.4m工字钢支护, 高2.1m, 长4.5m。 (3) 钻孔布置: (1) 在钻场下帮共布置6个试验钻孔, 钻孔倾角-14° (顺煤层倾向布置) , 孔口间距为0.5m, 终孔间距为4m。 (2) 1、3、4、6号钻孔采用新封孔工艺封孔, 2、5号钻孔仍采用封孔段封孔的方法 (在编织袋内倒入聚氨酯缠绕封孔管) 进行封孔, 以利于比较。
3.2 封孔方法
(1) 封孔设备:镇江煤安设备有限公司2ZBO-1012型注浆泵一台。 (2) 封孔材料: (1) PVC封孔管 (2寸) 36根 (每根2m) 。 (2) 直径:12mm注浆管40m。 (3) 聚氨酯封孔剂:80kg。 (4) 黄泥20kg。
3.3 封孔工艺
(1) 封孔段封堵及给料管 (排气) 管穿入方法。
设计封孔深度10m, 每个钻孔在施工完毕后, 封孔采用PVC封孔管 (6根/12m) , 在第二根 (3m处) 封孔管上用棉纱配聚氨酯封孔剂封1m长封孔段, 同时用胶带缠绕1根直径12mm的注浆管与封孔管同时穿入钻孔内, 在封孔管穿入钻孔剩余距离1m时, 用棉纱配聚氨酯封孔剂封1m长封孔段, 同时用胶带缠绕1根直径12mm的注浆排气管与封孔管同时穿入钻孔内。
(2) 注入聚氨酯封孔剂。
上述工作完毕后, 开始向孔内注聚氨酯, 注聚氨酯期间注浆泵风压控制在 (2～3) MPa之间, 剂量:每个钻孔10kg (A、B料各5kg) 。然后用黄泥封堵孔口, 二次固孔。
4 效果评价
4.1 瓦斯浓度及流量提高
封孔完毕后, 采用郑州光力综合参数测定仪测定1～6号钻孔综合参数 (见表1) 。
(1) 根据上表可以看出采用新封孔方法的1、3、4、6号孔瓦平均斯浓度均达到99.9%, 平均瓦斯纯流量0.106m3/min。 (2) 而采用传统封孔方法的2、5号孔平均瓦斯浓度均低于1、3、4、6号孔, 平均瓦斯浓度和瓦斯纯流量分别是23.25%和0.041m3/min。 (3) 综上所述, 1、3、4、6号孔平均瓦斯浓度和抽放纯流量分别是2、5号孔的4.3倍数和2.6倍。
4.2 封孔材料消耗对比
根据实际封孔情况, 材料消耗 (见表2) 。
根据上表可知, 采用新封孔方法封孔的1、3、4、6号钻孔封孔在材料消耗上比传统封孔方法封孔的2、5号孔材料消耗量多。其中聚氨酯单价40元/千克, 单孔平均消耗量为10∶1.5;编织袋0.5元/个, 消耗量1∶1;封孔管10元/m, 消耗量1∶1;注浆管8元/m消耗量10∶0。
5 结论
5.1 提高了抽放瓦斯浓度
实践证明, 采用新封孔方法封孔, 不仅封孔质量明显提高, 而且还提高了一次封孔成功率, 提高了抽放浓度及封孔效果。
5.2 单孔抽放量得到大幅度提高