预抽瓦斯（精选7篇）
预抽瓦斯 篇1
0 引言
煤矿瓦斯抽放是减轻矿井通风负担、减少矿井和采区瓦斯涌出量、消除煤与瓦斯突出危险的有效途径, 合理的瓦斯抽放钻孔参数主要包括瓦斯抽放钻孔间距和瓦斯抽放时间。瓦斯抽放钻孔间距越小, 虽然有利于增加抽放量和缩短预抽时间, 但却会增加施工钻孔的工程量, 从经济效益角度考虑不合理。钻孔间距过大, 必然会留有钻孔控制不到的范围, 即使增加预抽时间, 瓦斯抽放率也可能达不到《煤矿安全规程》和AQ1026-2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》的有关要求。所以, 采取合理的瓦斯抽放钻孔间距和合理的预抽时间, 在达到所需瓦斯抽放率的基础上, 既保证了矿井安全生产, 又节约了施工抽放钻孔的工程量。
1 永安煤矿及3101试验工作面瓦斯抽放情况
永安煤矿井田走向长约0.55 km, 倾斜宽约2.0 km, 面积为1.071 7 km2。矿井采用立井开拓、中央并列式通风, 井田内含煤5～12层, 其中可采煤层为3号和15号煤层, 目前正在回采的3号煤层为突出煤层。
3101工作面位于3盘区, 煤层平均厚4.94 m, 倾角2°～4°, 煤的容重1.40 t/m3, 区内地质构造简单, 煤层赋存稳定。工作面走向长为400 m, 倾向长为100 m。煤层瓦斯含量为14.56 m3/t, 煤层原始瓦斯压力为1.42 MPa。为了考察不同钻孔间距的瓦斯抽放效果, 最终确定合理的瓦斯抽放钻孔间距。项目组在3101工作面回风巷布置了三组不同间距的瓦斯抽放钻孔, 如图1所示。其中块段1中钻孔间距为5 m, 块段2钻孔间距为6 m, 块段3钻孔间距为7 m。各块段均布置5个钻孔, 钻孔长度为80 m, 钻孔直径87 mm, 封孔长度5 m以上, 钻孔施工完后, 与抽放管路连接, 在负压相同的条件下进行瓦斯抽放。
2 瓦斯抽放效果考查方法
通过连续测定每天的抽放量, 得出钻孔日平均瓦斯抽放纯量qc随时间的变化规律为[1]:
式中, qct为抽放时间t时钻孔平均瓦斯抽放量, m3/min;qc0为钻孔初始瓦斯抽放量, m3/min;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;t为钻孔组平均抽放瓦斯时间, d。
对式 (1) 积分, 可以得到任意时间t内钻孔瓦斯抽放总量:
式中, Qct为时间t内钻孔抽放瓦斯总量, m3;Qcj为钻孔极限瓦斯抽放量, m3。
各块段钻孔瓦斯抽放量随时间的变化曲线如图2～4所示。
对比图2、3、4可以看出:抽放钻孔间距越小, 初始瓦斯抽放量qc0越大, 瓦斯抽放量衰减系数β越小, 瓦斯抽放效果越好。
虽然减小预抽钻孔间距能起到较好的瓦斯抽放效果, 但也会增加施工抽放钻孔的工程量, 从经济效益角度考虑不合理。所以合理的预抽钻孔间距应该从瓦斯抽放效果和工作面采掘接替时间等方面综合考虑。
3 不同钻孔间距下预抽率与时间关系
瓦斯预抽率是衡量钻孔预抽煤层瓦斯效果的主要指标, 它是指在一定抽放时间下某一范围内钻孔瓦斯抽出量与该范围内煤层瓦斯储量之比, 常用式 (3) 计算[2]:
式中, η为瓦斯预抽率, %;Qct为时间t内钻孔抽出纯瓦斯总量, m3;L为钻孔控制范围走向长度, 近似取钻孔间距, m;l为预抽钻孔平均长度, 取80 m;m0为煤层平均厚度, 取4.94 m;r为煤的容重, 取1.40 t/m3;W0为煤层原始瓦斯含量, 取14.56 m3/t。
不同间距钻孔预抽率与时间关系如图5所示, 由图5可以看出: (1) 对于永安煤矿3号煤层, 当抽放钻孔为5 m时, 预抽时间200 d时, 瓦斯抽放率达到30%, 极限抽放率大约为39%; (2) 钻孔为6 m时, 极限抽放率为23%, 钻孔为7 m时, 极限抽放率为19%, 都达不到有关规程和标准的要求; (3) 在钻孔有效抽放时间内, 当抽放时间相同时, 钻孔间距越小, 预抽率越高, 钻孔间距越大, 预抽率越小, 这就是说, 钻孔间距不同时, 要达到相同的预抽率, 钻孔间距大所需时间长, 间距小所需时间短; (4) 预抽率随时间延长有整体增加的趋势, 但增加的速度逐渐减小并趋于零。对于一定间距而言, 当抽放时间达到某一值时, 抽放率几乎与抽放时间的增加无关, 即存在一个合理预抽期的概念; (5) 当钻孔间不存在抽放效应重叠时, 不同间距的钻孔组有各不相同极限抽放率, 钻孔间距越小, 极限抽放率越大, 钻孔间距越大, 极限抽放率越小。也就是说加大钻孔密度有利于提高预抽率。
4 突出煤层需达到的抽放率
《煤矿安全规程》第190条规定:采用预抽煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出, 抽放瓦斯的效果如何, 能否达到防突目的, 要通过一定的指标和对矿井的实际考察结果来衡量。可选用下列指标之一来确定: (1) 预抽煤层瓦斯后, 突出煤层残余瓦斯含量应小于该煤层在此突出区域始突深度的煤层原始瓦斯含量; (2) 煤层瓦斯预抽率应大于30%。煤层瓦斯预抽率应按照钻孔控制范围内煤层瓦斯储量、抽放瓦斯量、自然排放量来计算。AQ1026-2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》也规定:突出煤层工作面采掘作业前必须把控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将煤层瓦斯压力降到始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力, 则必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下, 或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa (表压) 以下。
永安矿3号煤层为突出煤层, 瓦斯预抽率应大于30%, 且必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下, 或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa (表压) 以下。
具体的瓦斯抽放率可按下式确定[3]:
式中, ηX为防突型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;p0为煤层原始瓦斯压力, 取1.42 MPa;p1为煤层不发生突出的最大临界瓦斯压力, 无实测临界瓦斯压力时, 按《防治煤与瓦斯突出规定》取0.74 MPa;b为煤的瓦斯吸附常数, 取0.557 MPa-1。
经计算ηX=33.91%。
结合图5可以看出, 只有在钻孔间距5 m且抽放时间在200 d以上, 才能达到防治煤与瓦斯突出所需的瓦斯抽放率。
5 结论
抽放钻孔间距越小, 初始瓦斯抽放量qc0越大, 瓦斯抽放量衰减系数β越小, 瓦斯抽放效果越好;在钻孔间距5 m, 且抽放时间在200 d以上, 才能达到防治煤与瓦斯突出所需的瓦斯抽放率;钻孔间距大于6 m, 即使增加预抽时间, 也不能满足有关规程和标准对瓦斯预抽率的要求;在采掘接替紧张, 预抽时间达不到200 d时, 要达到防治煤与瓦斯突出所需的预抽率, 必须缩小预抽钻孔间距;钻孔封孔长度必须5 m以上且封孔严密, 保证钻孔有足够的抽放负压。
参考文献
[1]煤炭科学研究总院抚顺分院.平顶山矿区煤层合理预抽期的研究[R].1999
[2]李刚, 聂百胜, 等.工作面瓦斯预抽效果考察与分析[J].煤炭工程, 2006 (7)
[3]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:中国煤炭工业出版社, 2001
预抽瓦斯 篇2
三门峡龙王庄煤矿井田位于三门峡市陕县和渑池县交界处, 东距渑池县23km, 西距三门峡市43km, 南北走向长8km, 东西宽1.8~2.5km, 井田面积11.54km2, 服务年限55年。行政区划属渑池县英豪镇管辖, 井田范围:西部以F10断层与石壕井田为界, 东部以F15断层与蓸窑井田为界, 主采二1煤为焦煤, 厚度0.19~11.19m, 可采煤层平均厚3.78m, 煤层赋存标高+300~-200m, 赋存不稳定。龙王庄煤矿二采区局部瓦斯含量高, 瓦斯压力大, 煤尘经鉴定具有爆炸危险性。本煤矿属三软煤层, 煤层难注水, 单一的抽放瓦斯效果不好。经提议研究采用高压长孔注水配合预抽煤层瓦斯综合治理, 降低局部 (二采区) 高瓦斯压力和瓦斯含量, 使煤层充分卸压, 从而预防煤与瓦斯突出、防止冒顶、减少煤尘生成量, 确保矿井安全生产。
2 高压长孔注水防突机理
高压长孔注水是在回采工作面预先在煤层中打若干长钻孔, 采用高压注水提高注水湿润范围, 并加表面活性剂 (润滑剂) 降低水的极性, 从而提高注水速度和注水量, 使水深入煤体内部。被水湿润的煤, 其力学性能发生很大变化, 它的塑性提高了, 弹性模量减小了, 从而使地应力分布均匀化, 地应力和瓦斯压力梯度都减小, 弹性潜能降低, 其释放的速度变小, 大大减小了突出释放弹性潜能的功率水平;水进入煤的空隙, 降低了瓦斯放散初速度 (可减小90%) , 增加了瓦斯流动的阻力, 从而削弱了瓦斯在突出过程中的作用, 减小了瓦斯内能。
3 高压长孔注水施工工艺
高压长孔注水是从采煤工作面的进风巷或回风巷, 沿煤层倾斜方向平行于工作面打上向孔或下向孔, 注水孔长为30~100m;当工作面切眼长度超过120m而单向孔达不到设计深度或煤层倾角有变化时, 可采用上向、下向钻孔联合布置钻孔注水。
3.1 注水工艺实施顺序
(1) 打钻, 随后封孔。
(2) 钻孔排放瓦斯 (即可减少注水的阻力, 又可提高湿润效果) 。
(3) 向煤层注水, 对难注水煤层采用反复间歇注水效果比连续注水好, 注水的累积时间不少于500h。
(4) 注水结束后, 保持一定时间 (一个月) 以扩展湿润效果, 使应力分布均匀化。
3.2 钻孔参数及施工要求
(1) 孔径42~100mm。
(2) 孔长决定于阶段斜长和地质变化, 长钻孔设计为30~100m。
(3) 注水压力高压注水压力要求在9.8MPa以上, 注水压力过高会使煤沿弱面破裂造成水流失, 达不到均匀充分湿润的要求;水压过低, 注不进水, 达不到湿润指标, 因此, 在不压迫煤体或水从弱面流出和注水设备能够承受的前提下, 尽量提高注水压力, 已达到湿润煤体, 增加煤的裂隙, 进而有利于抽放瓦斯, 预防煤与瓦斯突出的目的。
(4) 封孔长度和深度取决于注水压力, 煤层的裂隙发育程度、沿巷道边缘煤体的破碎带宽度、煤的透水性及钻孔方向等。高压注水, 其封孔长度要大, 一般为5~20m。
(5) 封孔质量封孔质量是保证注水措施效果的关键工序, 封孔质量差, 会造成漏水、破坏孔口, 甚至使钻孔报废, 注水量不能达到设计要求, 因此, 封孔质量要达到设计要求。
(6) 封孔方法常用的封孔方法分为水泥砂浆封孔和封孔器封孔。
水泥砂浆封孔钻孔中充填水泥的方法可采用水泥砂浆灌注法、人工封堵法、送泥器封堵法、泥浆泵封堵法等。采用水泥封孔时, 应先将封孔段的钻孔直径扩大到76~110mm, 首先应向钻孔注入水泥砂浆, 其水泥、沙子和水的比例为1∶1∶2进行注浆封堵钻孔。
封孔器封孔在长钻孔的封孔中, 因封孔深度比较长, 水泥砂浆封堵难度大, 所以也可采用封孔器封孔, 使用封孔器封孔, 对钻孔质量要求较高, 孔径要圆, 孔壁要平, 弯度要小, 孔壁直径比封孔器胶筒直径大5~10mm为宜。封孔器封孔法操作方便, 简化了封孔工艺, 且封孔器可以复用, 材料消耗少, 封孔成本较低。
4 煤层注水效果检验
为增加煤层孔隙, 降低瓦斯放散初速度, 增加瓦斯流动阻力, 达到削弱甚至消除煤层突出危险性的要求, 必须保证煤层充分湿润, 即注水后煤的水分应不小于5%。这时每吨煤储量需注入钻孔的水量应达到0.02~0.04m3。若实测煤层含水量大于等于5%, 则煤层已有充分的水量;若含水量小于5%, 则需对钻孔进行补充注水。
5 预抽煤层瓦斯可行性分析
经过高压长孔注水并添加润滑剂的应用, 扩大了注水面积, 加快了注水速度, 增加了煤的裂隙, 提高了煤的孔隙率, 煤层的透气系数增高。并结合利用已经形成的煤层巷道, 在注水钻孔附近向突出煤层内打密集钻孔取煤使煤体区域卸压, 同时抽放瓦斯释放其潜能, 然后在经过较长时间 (几十天到几十个月) 的预抽煤层瓦斯进一步降低其瓦斯压力和瓦斯含量, 并由此引起煤层的收缩变形、地应力下降、煤层的透气系数进一步增高、地应力与瓦斯压力梯度减小和煤的坚固性系数增加等变化, 从而达到消除突出危险性的要求。
6 预抽煤层瓦斯效果分析
实验表明, 经过均匀分布在煤层内的网格排列的钻孔取煤和预抽煤层瓦斯, 使地应力与弹性能显著降低, 引起煤层收缩变形量达2‰以上, 煤的坚固性系数提高近1倍;透气性系数增高6倍, 瓦斯抽出率大于40% (瓦斯抽出率等于瓦斯抽出量占钻孔控制范围内煤层瓦斯储量的百分比) 。瓦斯压力降至0.6MPa以下, 残余瓦斯含量小于该煤层原始瓦斯含量值的60%。这就大大降低了瓦斯压力梯度, 使局部高瓦斯突出危险煤层转化为无突出危险煤层。
7 结论
现场试验研究表明, 与以往的煤层注水效果相比, 高压长孔注水对难注水煤层具有较好的注水效果, 它有效增加煤层的湿润范围, 增加煤的裂隙和孔隙率, 有利于提高瓦斯抽放效果。加润滑剂 (洗衣粉) 可以降低水的极性, 使煤的注水速度提高20%~30%, 增加瓦斯的流动阻力, 降低瓦斯的放散初速度, 从而有效预防煤层冒顶的发生。
摘要：针对1205工作面煤层松软, 煤层孔隙率低, 注水难度大, 我矿进行了高压长孔注水配合预抽煤层瓦斯相结合的技术研究, 系统的研究了三软难抽采煤层注水的影响因素, 瓦斯抽采过程中煤层地应力及煤层变形的变化规律, 煤层孔隙率的变化, 煤层卸压瓦斯流动及瓦斯抽采变化规律。
关键词：煤层注水,煤层透气性,瓦斯压力,瓦斯含量,瓦斯抽采,表面活性剂
参考文献
[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.
[2]杨胜强.粉尘防止理论及技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[3]程远平, 等.煤矿瓦斯治理“先抽后采”的实践与作用[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (4) :389-392.
预抽瓦斯 篇3
由于瓦斯抽放工程需要相应的工程建设及抽放时间, 对于高产高效建设的寺河矿而言, 如不能合理安排矿井生产衔接, 将严重制约矿井生产能力, 并影响矿井安全生产。如何合理安排瓦斯抽放工程是关系矿井高产高效的首要问题。因此, 有必要针对已有矿井瓦斯抽放钻孔涌出情况进行统计、总结、分析和研究, 以期得出能够指导生产实践的研究成果, 使瓦斯抽放工程能够得到有序、合理安排, 使其充分、有效地发挥作用, 以确保矿井瓦斯利用和安全生产。
1 工程概况
寺河矿采用瓦斯抽放、加强通风等方法治理矿井瓦斯, 特别是采用模块抽放和大面积预抽来治理矿井瓦斯涌出及消除煤层煤与瓦斯突出危险, 瓦斯治理工程已成为矿井安全生产过程一项必不可少的建设项目。
寺河矿采用斜井、立井综合开拓方式, 用一个水平开拓3#煤层。水平标高为+350 m水平, 3#煤层倾角2°~10°, 平均5°。3#煤层厚5.04 m~7.16 m, 平均6.11 m, 采用大采高一次采全高采煤法, 全面垮落法控制顶板。3#煤层平均瓦斯含量为9.03 m3/t, 残存量3.48 m3/t;西井区3#煤层平均瓦斯含量为17.63 m3/t, 残存量3.52 m3/t;北井区3#煤层平均瓦斯含量为19.73m3/t, 残存量2.76 m3/t。矿井在西风井工业场地附近建成永久瓦斯抽放站, 设计规模为400 m3/min, 抽放瓦斯浓度按65%设计。瓦斯泵房内设计安装6台CBF710-2水环式真空泵, 泵的转速为298 r/min, 电机功率630 k W。
2 预抽模型影响因素分析
2.1 煤层瓦斯预抽率
预抽率即煤层在开采之前, 按照煤层瓦斯抽放标准, 运用固定抽放系统或可移动式抽放系统将煤层瓦斯降低到安全数值, 以利于煤矿安全生产。可分为防突型预抽和减风型预抽两种类型[1,2,3]。防突型预抽预抽率为:
式 (1) 中, ηxt为防突型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;X0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;X1为《瓦斯基本抽放指标》所规定的突出煤层采掘前必须降至的煤层瓦斯含量, 8 m3/t。
减风型预抽需要的瓦斯预抽率由下式确定:
式 (2) 中, ηxf为减风型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;X0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;X2为《瓦斯基本抽放指标》规定日产量大于10 000 t, 采掘前煤层可解析瓦斯含量必须降至含量4 m3/t与煤层残存量之和, m3/t。
由式 (2) 可知, 从需要的瓦斯预抽率来看, 影响减风型预抽瓦斯合理预抽期的影响因素主要是煤层的瓦斯含量和抽放指标规定的解析含量大小。
2.2 实际瓦斯抽放率
实际瓦斯抽放率主要受煤层瓦斯基础参数和抽采工艺参数等因素影响。由下式确定:
式 (3) 中, ηs为预抽钻孔实际瓦斯抽放率, %;qc0为百米钻孔初始瓦斯抽放量, m3/ (min·hm) ;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;t为预抽钻孔平均预抽时间, d;L1为预抽钻孔平均单孔长度, m;W0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;L0为工作面长度, m;d1为巷道预排瓦斯等值宽度, m;M0为煤层厚度, m;r为煤的密度, t/m3;z为预抽钻孔间距, m;k为预抽钻孔布孔方式系数, 回风巷或进风巷单向布孔时, k=1, 回风巷和进风巷双向布孔时, k=2。
2.3 采掘抽衔接关系
合理预抽期应充分考虑采掘接替紧张程度和预抽期内巷道维护成本等经济因素。
因此, 在建立适合寺河矿的合理煤层瓦斯预抽期时, 必须考虑矿井实际生产条件和采掘接替要求, 特别在矿井西井区和北井区, 既要利用瓦斯抽放来预防煤与瓦斯突出, 缓解通风压力, 保证矿井安全生产, 同时也要合理安排瓦斯抽放时间, 避免因瓦斯抽放周期过长而导致矿井采掘失调, 影响矿井正常采掘作业[4,5]。
3 东井区回采工作面合理预抽期确定
东井区工作面防突型要求的瓦斯预抽率为:
东井区工作面减风型要求瓦斯预抽率为:
ηxf>ηxt, 由此可见, 只要满足减风型要求, 即可满足防突型的要求, 所以寺河矿井东井区的目标预抽率为17.2%。根据东井区250 m长钻孔抽放率与时间关系数据统计, 达到或超过预抽率为17.2%的钻孔间距与时间的组合有多种, 但考虑到钻孔间距越小, 钻孔工程量越大。因此, 确定钻孔间距为10 m、抽放时间为1 a的组合作为东井区回采面的钻孔布置方式和预抽期。
4 东井区掘进工作面合理预抽期确定
寺河矿主要采用双巷掘进方式布置掘进工作面。双巷掘进为两条巷道同时向前掘进, 其中一条巷道从进风巷开口, 另外一条巷道从回风巷开口, 两巷之间每隔一段距离通过横川沟通, 以形成全负压通风系统。
通过统计得知, 在东井区掘进工作面的独头通风量约为600 m3/min, 回风流瓦斯浓度约为0.6%左右, 风排瓦斯量约为3.6 m3/min, 全负压通风系统总回风量为3 800 m3/min左右, 瓦斯浓度平均为0.5%左右, 双巷掘进瓦斯涌出量为19 m3/min。其通风方式如图1。
对东井区而言, 利用通风基本能解决掘进工作面瓦斯问题, 因此, 不必对东井区掘进面进行合理预抽期确定, 应优化通风络, 保障风量供给。
5 结语
东井区目标抽放率为17.2%, 极限抽放率为61.5%;通过计算分析选择, 确定东井区模块抽放的钻孔参数为:钻孔深度为250 m、间距为10 m、预抽时间为1a。确定合理的预抽期后, 应优化抽采工艺参数, 提高封孔效果, 加长钻孔有效抽放长度, 减小钻孔间距, 确定合理抽放负压。
摘要：以寺河煤矿东井区3#煤层为研究对象, 分析预抽影响因素, 建立预抽模型, 确定合理的预抽时间, 优化抽采参数, 为矿井高产高效生产建设提供依据。
关键词：瓦斯抽采,抽采方法,预抽
参考文献
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[2]国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2012.
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[4]王魁军, 罗海珠.矿井瓦斯防治技术优选瓦斯涌出量预测与抽放[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.
预抽瓦斯 篇4
根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 穿层钻孔区域预抽煤体瓦斯是区域防治煤与瓦斯突出的主要措施之一, 具有抽采时间长、抽采量大、钻孔施工方便等优点, 在区域瓦斯治理中起到了一定的防突和综合治理瓦斯效果[1,2]。煤层的透气性是影响钻孔瓦斯抽采效果的主要因素之一, 运用有效的技术手段提高煤层透气性是提高瓦斯抽采效果的最佳途径[3]。然而随着矿井开采规模的扩大和开采深度的不断延伸, 煤层地应力不断增高, 透气性越来越低, 同时顶板受采动影响出现分层断裂垮落, 并在其上覆岩层中产生裂隙、弯曲及离层现象, 使很多高瓦斯突出煤层顶底板都有裂隙水的存在, 导致瓦斯解吸、运移困难, 使得原始煤层透气性更低, 同时造成抽采钻孔出现垮孔、堵孔现象, 严重影响了区域预抽煤体瓦斯效果[4,5,6]。
本文针对潘三矿11-2煤层瓦斯地质条件, 运用掏穴增透和深孔松动爆破相结合的方式增加煤层透气性的同时, 通过采用钻场注浆防水, 钻孔自动排水等措施, 降低水对穿层钻孔条带预抽煤巷瓦斯的影响, 提高抽放效果, 使突出煤层突出危险性大大降低, 有效地解决在煤矿生产中的安全问题。
1 工程概况
潘三矿17181 (1) 工作面主采煤层为11-2煤, 工作面标高在-706~-783m之间, 长度为1290m, 宽度为200m, 煤层厚度0~2.4m, 倾角5°~10°, 透气性系数0.018 m2/ (MPa2·d) 。实测煤层原始瓦斯含量6.7m3/t, 实测原始瓦斯压力1.5MPa。上覆岩层主要为砂质泥岩、泥岩、中砂岩、粉砂岩等, 岩层裂隙、滑面发育, 局部发育小褶曲, 巷道施工过程中多处出水没有规律, 说明在煤层顶板岩层存在裂隙含水层。17181 (1) 瓦斯综合治理巷标高在-689.4~-755.4m之间, 长度为1350m, 位于13-1煤和11-2煤之间, 巷道距13-1煤底板25~47m, 距11-2煤顶板20.5~43m, 与17181 (1) 运输顺槽平行布置, 采用拱锚网喷支护。
2 下向穿层钻孔条带预抽消突机理
下向穿层钻孔条带预抽瓦斯技术是通过在距离煤层顶板一定距离的稳定岩层中, 超前于煤层巷道施工一条岩层巷道, 并通过该巷道向突出煤层巷道及其两侧一定范围内打大量的密集钻孔, 破坏煤层顶板及煤体的应力场分布, 使煤体区域卸压, 同时在不扰动突出煤层的情况下抽放瓦斯释放其潜能, 经过较长时间的预抽之后, 煤体瓦斯得到充分释放, 煤层的瓦斯压力和瓦斯含量进一步降低, 从而引起煤层收缩变形, 减小瓦斯压力梯度和瓦斯含量梯度, 增加煤层透气性系数, 达到降低直至消除掘进工作面前方的煤与瓦斯突出危险性的目的[7,8,9]。
3 下向穿层钻孔条带预抽快速消突技术
3.1 下向穿层钻孔设计
针对17181 (1) 运输顺槽区域的消突, 采用从17181 (1) 瓦斯综合治理巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。沿17181 (1) 瓦斯综合治理巷共设计28个钻场 (宽×深×高=5m×5m×3.5m) , 每隔45m布置一个钻场, 每个钻场布置5组下向穿层钻孔, 每组倾向布置10个下向钻孔, 瓦斯抽采半径取2.5m, 控制17181 (1) 运输顺槽上、下帮各15m范围, 钻孔穿透煤层进入煤层底板15m, 以便充分沉积施工过程中产生的煤岩粉, 条带预抽17181 (1) 运输顺槽瓦斯。穿层钻孔设计如图1。
3.2 注浆堵水
在下向钻孔施工前对整个钻场进行喷注浆, 以封堵钻场围岩裂隙和砂岩水。同时, 设计注浆孔封堵煤层顶板泥岩和砂岩裂隙, 控制钻场内所有下向钻孔的封孔范围。为合理确定注浆半径考察注浆孔影响范围, 在2#钻场对注浆半径进行考察试验。
1) 注浆半径考察设计
首先垂直在2#钻场底板施工1个的注浆孔, 注浆封孔完毕后, 以注浆孔为中心, 以1m、1.5m、2m、2.5m、3m为半径施工5个考察孔, 通过采用内窥镜录像观察各考察孔孔内情况, 分析注浆效果来确定注浆半径。注浆考察孔设计见图2。
2) 注浆半径考察分析
2#钻场注浆考察孔施工结束后, 对注浆孔周边1m、1.5m、2m、2.5m、3m位置的注浆效果进行考察。由录像结果得出, 注浆孔周边1m、1.5m、2m、2.5m范围内的钻孔孔壁光滑圆润, 完整性好, 注浆孔外3m位置的钻孔局部段孔壁渗水, 围岩破碎明显, 注浆效果下降。通过综合分析, 注浆孔注浆半径以2.5m为最佳。
3) 注浆孔设计
17181 (1) 瓦斯综合治理巷各钻场注浆半径均按2.5m设计, 注浆孔的位置选择在与涌水裂隙缝相交, 涌水量大的裂缝中造孔。每个钻场设计8个注浆短孔和12个注浆长孔。短孔长度为6m, 长孔长度为15m。注浆时分层次注浆, 先注短孔, 控制到钻场底板以下5m及周边2m外, 封堵钻场底板裂隙, 为长孔带压注浆奠定基础, 后注长孔, 控制到钻场底板以下13m及周边10m外, 封堵泥岩和砂岩裂隙, 覆盖钻场内所有预抽钻孔的封孔影响范围。注浆钻孔设计及控制范围见图3、4。
3.3 下向穿层钻孔预抽增透措施
1) 掏穴增透
潘三矿下向抽采钻孔采用“隔一掏一”的方式进行增透。钻机采用ZDY-3200S型钻机, 配套使用73mm钻杆, 钻孔直径133mm, 掏穴扩孔时使用110mm双翼掏穴钻头, 展开后为Φ220mm, 增大钻孔煤层暴露面, 使瓦斯流动场扩大, 增加了单孔影响半径。钻孔孔径扩大对瓦斯抽采量的影响可按下式计算[10]:
其中, Q为钻孔总瓦斯流量;m为煤层厚度;λ为煤层透气性系数;P0为煤层瓦斯压力;R为钻孔半径;α为煤层瓦斯含量系数;t为煤面暴露时间。从式中可以看出, 在抽采时间较长、进入稳定流动状态时, 假设钻孔扩孔后P0、α、λ不变, 依据上式, 理论计算结果表明掏穴增透后瓦斯抽采量为掏穴前的1.1倍。
2) 深孔松动爆破增透:
下向钻孔抽采流量和浓度衰减后, 在每组钻孔距煤巷两端15m外施工2个爆破钻孔, 进行深孔松动爆破增透;为确保爆破安全, 炸药采用三级矿用水胶炸药, 装药长度分别为10m和15m, 装药量分别为26kg和40kg。钻孔布置如图5所示。
3.4 下向钻孔排水工艺
由于下向穿层钻孔穿过裂隙含水层, 孔内易产生大量积水, 造成堵孔、垮孔现象, 封堵煤层瓦斯影响抽采效果, 因此, 钻孔施工过程中, 在套管内下4分无缝螺纹钢排水管, 并与高压胶管风管相连接, 根据各下向钻孔积水情况设定好排水时间。压风时, KDP21GW型号电磁阀自动打开, 压风干管向钻孔内压风, 利用风压将孔内积水顺排水管排至孔口, 通过安装在抽采支管的自动放水器定时排出, 实面钻场自动排水。具体设计如图6所示。
4 效果考察
4.1 抽采考察
17181 (1) 瓦斯综合治理巷现有7个钻场已经开始抽采, 对1#~7#钻场的瓦斯抽采情况进行统计, 截止到2013年3月10日, 累计抽采69天, 其中单孔抽采平均浓度36.5%, 平均抽采纯量0.012m3/min;钻场抽采平均浓度36.2%, 抽采纯量0.6m3/min;干管抽采平均浓度35%, 百孔抽采纯量1.2m3/min, 累计抽采瓦斯14.91万立方, 抽采率达51.5%。
从图7中可以看出:在抽采初期, 瓦斯抽采纯量为1m3/min左右, 随着抽采的进行, 抽采纯量呈波动性快速上升趋势, 最大时达到4.1m3/min左右。经过一段时间的抽采, 煤层残余瓦斯量大大减少, 说明在采取喷注浆堵水、钻孔预抽增透及下向钻孔自动排水后, 煤层透气性增强, 大大提高了穿层钻孔条带预抽的抽采效率, 达到了快速消突的目的。
4.2 与17171 (1) 运顺底板巷上向穿层钻孔抽采效果对比
选择17181 (1) 上阶段的17171 (1) 运顺底板巷作为比较对象, 17171 (1) 运顺底板巷在巷道前300m布置钻场对17171 (1) 运输顺槽进行条带预抽瓦斯, 钻场间距30m, 未采用注浆堵水技术, 从抽采开始2个月内干管抽采浓度2%~21%, 百孔抽采纯量0.23m3/min, 与17181 (1) 瓦斯综合治理巷下向钻孔总干管抽采浓度、抽采纯量对比结果如图8、9所示。
由图分析可知:在抽采初期17181 (1) 瓦斯综合治理巷钻孔抽采浓度和抽采纯量要明显大于17171 (1) 运顺底板巷, 抽采15d后, 17171 (1) 运顺底板巷钻孔抽采浓度、抽采纯量开始下降, 随着抽采时间的增加, 钻孔瓦斯流量和纯量也越来越小, 而17181 (1) 瓦斯综合治理巷在抽采59天内抽采浓度和抽采纯量都呈波动状不断上升, 最大值分别达到45%和4.09m3/min。说明在抽采后期, 未采取注浆堵水措施的17171 (1) 运顺底板巷受煤层透气性和水的影响很大, 裂隙水的存在造成煤层瓦斯解吸困难并阻断运移通道, 同时使钻孔出现垮孔造成堵孔, 抽采效果急剧下降。17181 (1) 瓦斯综合治理巷采取注浆堵水措施后, 降低水对煤层透气性和钻孔的影响, 较大程度地将煤层裂隙中的瓦斯释放出来, 抽采瓦斯量大, 持续时间长。
总体比较来看, 17181 (1) 瓦斯综合治理巷钻场喷注浆后的下向钻孔平均抽采浓度是17171 (1) 运顺底板巷上向钻孔的7.36倍;平均抽采纯量是17171 (1) 运顺底板巷上向钻孔的7.21倍。采取注浆堵水和自动排水等措施后, 解决了穿层钻孔条带预抽瓦斯过程中裂隙水导致的透气性低, 钻孔垮孔、堵孔的问题, 抽采效果明显提高, 能够实现快速条带预抽瓦斯, 消除瓦斯突出问题。
5 结论
1) 在采用掏穴增透和深孔松动爆破来增加煤层透气性的基础上, 对17181 (1) 瓦斯综合治理巷采取钻场注浆堵水和钻孔自动排水措施, 降低裂隙水对煤层透气性和钻孔的影响, 提高穿层钻孔条带预抽效果, 使煤层突出危险性大大减低。
2) 抽采69天后, 干管平均抽采浓度为35%, 百孔抽采纯量为1.2m3/min, 累计抽采瓦斯为14.91万立方, 抽采率达51.5%, 抽采效果明显提升。
3) 与未采用钻场注浆堵水措施的17171 (1) 运顺底板巷上向钻孔相比, 17181 (1) 瓦斯综合治理巷钻场喷注浆后的下向钻孔平均抽采浓度是前者的7.36倍;平均抽采纯量是前者的7.21倍。解决了穿层钻孔条带预抽瓦斯过程中水的影响, 达到快速消突的目的。
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预抽瓦斯 篇5
随着煤炭开采深度和强度的增加, 瓦斯压力和涌出量越来越大, 给煤矿安全生产带来严重危害。因此, 防止瓦斯事故的发生已成为保证煤矿安全生产的首要任务。如何在采煤之前和采煤期间选用技术可行、经济合理的方法将瓦斯从煤层中抽出并加以利用, 对于降低煤层中的瓦斯含量、减少瓦斯向大气中的排放量、从根本上消除矿井瓦斯爆炸事故的隐患[1]具有十分重要的意义。因此, 瓦斯抽放方法及抽放过程中相应工艺参数的优化是煤矿瓦斯研究的重要课题。数值模拟方法因其符合安全、经济和环保的原则而非常适合该类问题的研究, 本文针对羽状水平长钻孔技术[2]进行瓦斯预抽放过程的数值模拟研究。
1矿井瓦斯顺层羽状长钻孔预抽机理
煤层是一种双重孔隙介质, 属裂隙-孔隙型储层。割理将煤分割成若干基质块, 基质块中包含有大量的微小孔隙, 一般为0.5～1 nm, 是气体储存的主要空间, 其渗透性很低;割理是煤中的次要孔隙系统, 割理的孔径范围为几纳米到几十纳米, 是煤层中流体 (气体和水) 渗流的主要通道。
煤对瓦斯的吸附依靠的是Van de Walls力, 属于物理吸附, 是一个可逆过程。瓦斯的吸附能力受压力控制, 只有将煤割理与裂隙中的水排出、煤层压力降低到解吸压力以下, 瓦斯才能解吸出来。对于我国低渗透率和低吸附气饱和度煤层来说, 目前最新且在国外证明有效的瓦斯抽放技术主要有提高煤层渗透率的水力压裂改造技术、本煤层羽状长钻孔预抽瓦斯技术[2]和立体综合抽放技术。
顺煤层预抽瓦斯无论采用上述3种技术中的哪一种, 瓦斯在煤层中运移的物理规律都是相同的。从建模的角度出发, 控制瓦斯流动的偏微分方程组、模拟的初始条件和外边界条件相同, 只是内边界条件即钻孔处理方式不同。
2矿井瓦斯本煤层羽状长钻孔抽放数学模型
煤层为孔隙-裂缝双重介质, 原始状态裂缝中由水充满, 水中含少量的溶解瓦斯, 大量瓦斯吸附在煤层基质块中, 考虑重力, 忽略毛细管力。将煤层中瓦斯解吸过程视为拟稳态扩散, 满足Fick第一定律[4]:
式中:Cm (t) 为基质块中瓦斯的浓度; Dm为基质中瓦斯扩散系数;Fs为形状因子;VE (pg) 为与裂缝中瓦斯压力相平衡的浓度;τ为吸附时间常数。
当pg≤pd (pd为临界解吸压力) 时, 满足朗谬尔方程:
式中:VL为朗谬尔体积;pL为朗谬尔压力。
当pg≥pd时, 有:
裂缝中瓦斯满足真实气体状态方程:
式中:p为压力, Pa;V为体积, m3;n为瓦斯物质的量, mol;Z为瓦斯压缩因子; R为气体常数, Pa·m3/ (mol·K) ;T为绝对温度, K; M为瓦斯的分子量, kg/mol。
瓦斯在裂缝中的运移速度视为宏观渗流速度和遵从Fick第一定律的瓦斯扩散速度之和, 即:
式中:Df为裂隙中瓦斯扩散系数;Cf=ϕfsg, 为裂隙中瓦斯浓度, ϕf为裂隙孔隙度, sg为瓦斯饱和度。
由基质块流出到裂缝中的瓦斯流量作为裂缝中气相流动方程的源:
式中:FG为几何因子。
由于整个抽放钻孔均为裸眼[3], 把流入主支和各分支钻孔的瓦斯产量作为气、水相流动方程的汇项, 则煤层裂缝中气、水相渗流方程分别为
式中:q′g=qg/ΔV, q′w=qw/ΔV, 为单位时间内单位体积煤质瓦斯产出量, m3/s;qg、qw为单位时间内ΔV体积煤质瓦斯产出量, m3/s;Bw=ρw/ρws, 为水的体积系数;ρw为水在煤层中的密度;ρws为水脱气后的密度。
饱和度方程为
式中:sw为水的饱和度。
3顺层羽状长钻孔预抽瓦斯的数值模型及求解
3.1 数值模型
顺层羽状长钻孔预抽瓦斯的几何模型即布孔方式如图1所示。根据式 (8) 、式 (9) , 以瓦斯抽放压力为内边界条件、封闭煤层为外边界条件, 采用有限差分方法, 以主钻孔出气端为坐标原点, 利用三维直角坐标块网格内物质守恒原理对上述数学模型进行差分离散。
如图2所示, 三维直角坐标块网格中, 以主钻孔出气端为坐标原点, 抽放钻孔位于XY平面上, 取煤层厚度方向为Z方向, 向下为正, X、Y方向如图2所示。i、j、k分别表示X、Y、Z方向上网格编号, 顺序为X是由左到右、Y是由里到外、Z是由上到下, 并规定重力方向向下。羽状水平钻孔被XY平面上的网格分为若干微段且各段长度较短, 故认为气、水流入该段内的流量均匀分布, 则对任意网格块, 有:
式中:qgi, j, k、qwi, j, k分别为单位时间内1个网格块煤层产出的气、水量, m3/d;PIDi, j, k为钻孔指数;krg、krw分别为瓦斯和水的相对渗透率;pwfi, j, k为该网格内所包含钻孔的流压;μwi, j, k为流体的粘度。
对于没有钻孔穿过的网格:
对于有钻孔穿过的网格:
式中:Ke= (KxKyKz) 1/3, 为与各向异性煤层等价的各向同性渗透率;
因方程是根据质量守恒关系建立的, 在离散后的井格块上直接利用质量守恒原理:对任意网格块, 单位时间内流体质量的改变量=流入质量+该网格块内解吸或吸附的质量-流出质量。对气相流动方程 (8) 和水相流动方程 (9) 离散后有:
以上各方程均采用SI制实用单位, 即各物理量的单位为K (μm2) 、rw (m) 、h (m) 、pg (MPa) 、T (K) 、pd (MPa) 、pL (MPa) 、VL (kg/m3) 、μg (MPa·s) 、μw (MPa·s) 、Δx (m) 、Δy (m) 、Δz (m) 、Δt (h) 、M (kg/mol) 、C (kg/m3) 、R (MPa·m3/ (mol·K) ) 、pwf (MPa) 、q (m3/d) 、γg (N/m3) 。
3.2 数值模型的求解
由式 (10) 、式 (15) 、式 (16) 可知, 利用有限差分方法求得的方程组, 是以地层压力、钻孔压力和瓦斯饱和度为未知变量的非线性方程组。笔者采用牛顿-拉夫逊方法, 将耦合后未知数个数与方程个数相同的非线性方程组化为线性方程组求解。
将式 (15) 、式 (16) 中的饱和度变量消去后, 地层压力和钻孔压力的函数可简化为
又由于钻孔压力方程可简化为
对于式 (17) 、式 (18) 组成的非线性方程组, 首先令主钻孔出气端压力为已知值, 将其化为只关于地层压力的方程组, 利用牛顿-拉夫逊方法化为七对角线性方程组, 用预处理的共扼梯度法对线性方程组进行求解, 得到Δp
将求得的地层压力和各段钻孔压力值代入式 (16) 中, 得:
h (sgi+1, j, k, sgi-1, j, k, sgi, j+1, k, sgi, j-1, k, sgi, j, k+1, sgi, j, k-1, sgi, j, k) =0 (19)
将饱和度视为未知变量, 同样利用牛顿-拉夫逊方法将其化为七对角线性方程组, 仍用共轭梯度法解。解得δs
将所求各时刻煤层中各点的地层压力、钻孔压力和瓦斯饱和度的值代入式 (20) 、式 (21) , 可得到水产量和瓦斯产量:
式中:求和符号表示对分支钻孔通过的所有网格求和。
4模拟结果与验证
数值模拟是对所模拟的对象和过程的真实再现, 模拟结果必须要与现场实际情况吻合, 而判断的直接方法是利用数值模拟的结果与实际数据相对比。由于目前我国尚无与模拟完全符合的矿井瓦斯预抽方案, 因此, 笔者采用类似瓦斯抽放方式的相关数据进行验证。
晋煤集团程庄矿是目前国内本煤层瓦斯抽放效果较好的矿井之一, 该矿在多年的本煤层瓦斯抽放过程中积累了丰富的经验和翔实的瓦斯抽放数据。4213巷为程庄矿4307工作面运输巷, 在此巷内打钻进行瓦斯抽放。利用从2005年3月23日至2006年11月27日记录流量数据 (华北科技学院项目《矿井瓦斯抽放合理参数研究》报告) 作图, 拟合后如图3所示。将4213巷煤层各主要参数 (裂缝孔隙度、绝对渗透率、水体积系数、裂缝孔隙体积压缩系数、基质骨架收缩系数、地层温度、地层原始压力、钻孔瓦斯扩散系数、瓦斯解吸时间常数、地层临界解吸压力、朗谬尔压力常数、朗谬尔体积常数、钻孔半径、外边界半径、瓦斯摩尔质量、抽放区域长、宽、煤层厚度等) (华北科技学院项目《矿井瓦斯抽放合理参数研究》报告) 代入模型, 模拟结果如图4所示。
对比图3、图4可以看出, 模拟结果的单位瓦斯抽放量与实测数据总趋势非常吻合, 说明模型、参数和程序正确可靠。2个图中单位产气高峰时间和高峰期产量的一些差距, 主要是因为实际抽放方式和模型中的有一些出入。因此, 本文的计算结果基本反映了真实的瓦斯抽放情况, 文中建立的模型和选取的参数完全可以用于瓦斯抽放过程的参数优化。
5结论
(1) 经过分析得出, 瓦斯顺层羽状长钻孔预抽过程的机理与平行钻孔抽放和交叉钻孔抽放完全一致, 可以用相同的数学模型来描述;
(2) 根据煤层为孔隙-裂缝双重介质等假设, 建立了合理的羽状长钻孔瓦斯预抽过程的数学模型, 并进行了详细的数值求解方法和过程的阐述;
(3) 采用VB6.0语言开发了羽状长钻孔瓦斯预抽过程的数值模拟程序, 模拟结果与实测数据非常吻合, 说明建立的模型和选取的参数合理, 可用于瓦斯抽放过程的参数优化等其它情况的模拟研究。
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预抽瓦斯 篇6
31903工作面位于矿井西部3采区, 工作面走向长1300m, 工作面长180m, 煤层平均厚度为2.8m, 煤层倾角5~100。煤层直接顶为细砂岩, 厚7.3m, 老顶为粗砂岩, 厚14m。因为火成岩的侵入, 使煤层厚度的不均匀, 并让火成岩的附近煤层受挤压后变得破碎, 该工作面进、回风巷在掘进期间瓦斯掘进涌出量平均3.48~5.06m3/min。在31903工作面初采至25m之间, 该工作面瓦斯涌出量5.0m3/min左右, 在采至25m后, 由于老顶来压, 工作面涌出瓦斯突然增高, 瓦斯涌出量达到11.62~16.84m3/min, 周期来压时, 工作面瓦斯和上隅角涌出量时高时低。
2 瓦斯流动规律的分析
根据回采工作面矿山压力规律的研究, 随工作面回采, 在工作面垂直方向上形成三个带, 就是 (1) 冒落带; (2) 裂隙带; (3) 弯曲下沉带。在水平方向上形成三个区, 就是 (1) 煤壁支撑区; (2) 离层区; (3) 重新压实区。这个受采动压力场影响形成的裂隙空间, 便成为瓦斯流动通道。通过钻孔内的负压, 加速了瓦斯的流动, 提高抽出瓦斯效果。
31903工作面瓦斯最主要来自于下覆19b#煤层, 在钻孔实施中, 钻孔不仅要穿透19b#煤层, 还要实现对煤层瓦斯的预抽和工作面超前抽放, 即工作面离钻场还有一段距离时, 能抽出高浓度瓦斯, 这就说明煤层底板已有裂隙, 成为瓦斯通道。这部分瓦斯显然是本煤层和下覆19b#煤受采动后形成瓦斯解吸。解吸的瓦斯又通过煤壁裂隙和底板裂隙流入抽放钻孔, 使预抽和高位钻孔能抽到高浓度瓦斯。
工作面离钻孔较近时, 抽放瓦斯浓度将变小, 此时最好保留钻场, 可以接上抽放管路, 抽放上隅角瓦斯。
3 瓦斯抽放的方法
3.1 瓦斯巷预抽瓦斯
根据以往在国内其它矿井治理邻近层和采空区瓦斯的成功经验, 结合开采煤层的赋存条件的工作面巷道布置情况, 分析研究采用旁侧瓦斯巷治理邻近层和采空区瓦斯。该方法是在31903工作面回风巷旁侧30m处, 延19#煤层或19b#开掘一条瓦斯巷。
(1) 通过高压注水泵驱动水流压入煤层中, 高压压裂后出现的裂隙, 扩宽并伸展这些裂隙, 进而在煤中产生更多的次生裂缝和裂隙, 以便更好地形成大面积裂隙, 增加煤层的透气性, 转变瓦斯物理性质, 同时增加煤体湿度, 起到降尘作用。
(2) 在瓦斯巷内施工钻孔进行抽放, 通过开采层的采动影响所形成裂隙在抽放负压作用下截流邻近层涌出的瓦斯, 同时将工作面采空区瓦斯抽走, 降低采空区和邻近层向工作面瓦斯涌出, 有效地解决上隅角瓦斯积聚和回风瓦斯超限问题。
3.2 高位钻孔抽放采空区瓦斯
高位钻孔是增加钻孔在裂隙带的有效长度, 利用穿层钻孔抽放采空区裂隙带的高浓度瓦斯, 提高抽放效率。
抽放方法是沿煤层顶板向采空区方向呈扇形打6~8孔深为100~150m钻孔, 钻孔终孔距工作面顶板的距离在8~25m (随采高而变化) , 封孔后抽放裂隙带及邻近层瓦斯。
4 结束语
31903工作面通过瓦斯巷预抽瓦斯和高位钻孔抽放采空区瓦斯, 工作面未发生过一起瓦斯超限事故, 工作面回风流中瓦斯浓度在0.4%左右, 工作面上隅角瓦斯浓度最高0.9%, 平均瓦斯浓度0.6%左右。实践证明, 我们采用瓦斯巷预抽瓦斯和高位钻孔抽放采空区瓦斯方法, 是解决高瓦斯矿井回采工作面瓦斯超限的有效方法。
摘要：瓦斯抽放技术是眼前高瓦斯回采工作面瓦斯治理最好的方法。它不仅有抽放瓦斯浓度高, 还有抽放瓦斯量大和治理效果好的特点。这一项技术在珲春矿业集团八连城煤矿使用后, 让工作面瓦斯治理得到了显著的效果。
预抽瓦斯 篇7
关键词：掏穴,煤层透气性,穿层钻孔
1 概述
丁集煤矿实测11-2煤层瓦斯压力1.1MPa、瓦斯含量5.65m3/t, 煤层厚度为2.6m, 煤层坚固性系数为0.53, 透气性系数为0.01315m2/MPa2·d。煤层透气性较差, 通过现场实践, 透气性差的煤层穿层钻孔预抽瓦斯浓度、流量低, 煤层消突时间长, 严重影响矿井的采掘接替。经过在1222 (1) 轨顺、运顺底板巷穿层钻孔过程中对不同工艺施工的钻孔抽采情况考察分析, 发现穿层钻孔抽采效果差的主要原因是钻孔在煤层中暴露面小, 透气性系数低, 预抽钻孔周边瓦斯源不能及时补给, 造成抽采浓度、流量衰减快。为提高穿层钻孔打钻抽采效果, 增大单个钻孔煤层暴露面积, 提高煤层透气性系数, 决定在1222 (1) 轨顺、运顺底板巷施工穿层钻孔过程中对所有钻孔实行“先掏后冲、掏冲结合”的增透技术, 通过先后试验、改进, 提高了瓦斯抽采率, 缩短了抽采时间, 取得了一定的效果, 实现了抽采最大化和煤巷的安全、快速掘进。
2“先掏后冲、冲掏结合”增透技术
“先掏后冲、冲掏结合”施工工艺。首先, 使用普通钻头钻进至终孔, 起钻后更换掏穴钻头由见煤点位置开始掏煤钻进, 掏至终孔位置后, 利用压力水对钻孔煤层段进行冲刷。
3 现场试验
1222 (1) 轨、运顺底板巷每40m设计一个钻场, 每个钻场设计5~6组, 每组设计10个钻孔, 所有钻孔全部进行掏、冲施工。
掏穴结束后, 继续带水空转3-5分钟, 密切察看孔口煤岩粉排出情况;孔口直到无明显返煤渣时, 前后拉动钻具在煤层段移动, 对煤层段进行2-3次循环冲刷, 直到孔口无明显返煤渣时, 停止冲孔, 然后再起出钻具;起钻完毕, 收集煤粉并计量。
全孔下聚乙烯套管, 见煤前2m及煤段全部下1, , 花管, 其余下1实管, 第一根花管前须加堵头;1套管下至距孔口20m处, 连接1变变22的的变变头头后后, , 再再下下入入2200mm22套管 (孔口外露200mm左右) 和一路2m长4分注浆管 (孔口外露300mm左右) ;孔口采用棉纱和聚氨酯向孔内封孔1~1.5m;孔口聚氨酯膨胀后, 用注浆泵从注浆管注入水泥浆, 当2套管返浆时, 第一次注浆结束;待第一次注浆结束1.5小时以后必须进行二次注浆。
4 效果分析
1222 (1) 轨顺底板巷自2014年3月25日开始采用掏冲增透措施, 截止至目前共施工掏穴钻孔1532个, 掏穴进尺7.73万m, 共掏出煤量3864.85t, 平均每孔掏冲量约为500kg/孔。
1222 (1) 运顺底板巷自2014年3月25日开始采用掏冲增透措施, 截止至目前共施工掏穴钻孔1551个, 掏穴进尺8.13万m, 共掏出煤量4000.25t, 平均每孔掏冲量约为500kg/孔。
4.1 掏冲量分析
常规钻孔煤层段钻进过程中, 产生的钻屑质量一般为13.03kg/m。采用φ300mm掏穴增透后钻孔产生钻屑质量为78.8kg/m。冲孔增透后经计算产生的钻屑质量平均为108.69kg/m, 是常规钻孔钻进产生的钻屑的8倍。常规孔径为φ113mm的钻孔钻进后每米产生的孔底面积0.01m2, 压冲钻孔增透后每米产生的孔底面积0.083 m2, 是常规钻孔钻进产生的孔内面积的8.3倍。
4.2 抽采纯量考察
1222 (1) 轨顺底板巷未采取增透措施前百孔抽采纯量为1.07m3/min, 采取掏冲增透措施后百孔抽采纯量为1.7m3/min, 抽采纯量提高了0.63m3/min。1222 (1) 运顺底板巷采取增透措施前百孔抽采纯量为1.01m3/min, 采取掏冲增透措施后百孔抽采纯量为2m3/min, 抽采纯量提高了0.99m3/min。因此, 通过对1222 (1) 轨、运顺底板巷采取掏冲增透措施前后施工的两个评价单元进行抽采效果考察, 采取增透措施后两个单元的抽采纯量达到1.7~2m3/min, 比未采取增透措施时抽采纯量提高0.63~0.99m3/min。
5 结论
5.1 钻孔通过掏穴后在煤层中形成大孔洞, 比常规钻孔的煤层暴露面积和钻孔周围煤体卸压范围大, 增加了煤层透气性, 使得掏穴量是常规钻孔钻进产生钻屑的8倍, 百孔钻孔抽采纯量提高了1.9 倍, 抽采效果提高显著。
5.2 掏穴钻孔增透技术施工工艺简单, 操作方便, 对穿层钻孔预抽煤层瓦斯具有积极的指导意义。
参考文献
[1]王虎胜, 郑吉玉.煤层预抽瓦斯钻孔有效抽采半径及合理抽采时间研究[J].煤炭技术, 2015, 34 (2) :137-139.