高瓦斯掘进工作面

高瓦斯掘进工作面（共9篇）

高瓦斯掘进工作面 篇1

0 引言

在我国,掘进工作面的突出事故在煤矿瓦斯突出事故中占有相当的比例,研究掘进工作面的瓦斯流动规律是防治掘进工作面突出事故的基础工作[1],掘前预抽是煤矿巷道掘进过程中防止煤与瓦斯突出事故的重要措施之一,而巷道在掘进过程中采用边掘边抽能有效降低巷道瓦斯涌出,避免巷道掘进过程中的瓦斯超限事故。采取挂耳钻场的钻孔布置方式不仅能够进行掘进前的预抽,也可在巷道采掘过程中边掘边抽,相对于巷道掘进面布置钻孔抽采可减少钻孔施工成本,又可以实现连续抽采,还对巷道的正常掘进影响小。挂耳钻场、钻孔的布置方式直接影响瓦斯抽采效果,为此,本文研究了挂耳钻场瓦斯抽采的流动规律,进一步指导掘进工作面的瓦斯抽采工作。

在掘进工作面瓦斯流动规律方面学者进行了大量有意义的研究,高建良等[2]用数值模拟的方法分析了巷道围岩瓦斯压力分布、瓦斯流动规律。夏永军等[3]研究了巷道掘进工艺对巷道瓦斯流动规律的影响。梁冰等建立了采动影响下气固耦合动力学模型,建立数学模型进行了巷道掘进过程的瓦斯流动数值分析,获得了煤壁瓦斯涌出与巷道掘进长度的关系。煤层瓦斯流动本身是一个复杂的物理过程,受到众多因素的影响,很多研究工作均采用数值分析的方式展开,最终用现场实际检验分析的结果指导现场生产实际。COMSOL Multiphysics是一款以多物理场数值研究著称的仿真软件,近年来瓦斯流动规律研究中已达到了广泛应用。盛金昌[4]进行了裂隙岩体的渗流规律的数值分析。王宏图、司鹄[5,6]对抽采钻孔的瓦斯流动规律进行了数值分析,并很好地指导了现场生产。李东印等[7]分析了采煤工作面瓦斯分布及流动规律。刘清泉等[8]分析了瓦斯抽采钻孔周围瓦斯流动规律,结合现场情况获得了特定煤矿的瓦斯抽采半径。刘军等[9]建立含瓦斯煤气固耦合动力学模型,并用该软件分析了钻孔抽采半径。刘清泉、梁冰等[10,11]分别建立耦合动力学模型对煤层瓦斯抽采影响下煤体瓦斯流动规律进行了研究。

通过查阅资料发现,过去研究主要集中在巷道在掘进过程的瓦斯流动规律及本煤层瓦斯抽采时煤体瓦斯流动规律,对于采用挂耳钻场进行瓦斯抽采的分析较少。为此,本文综合考虑煤岩骨架变形、瓦斯吸附/解吸特性及气体压缩和克林伯克效应建立边掘边抽的含瓦斯煤体气固耦合动力学模型,并用COMSOL Multiphysics研究在挂耳钻场抽采影响下的瓦斯运移规律,以便指导挂耳钻场、钻孔布置,提高巷道掘进瓦斯抽采率,保障巷道安全、顺利掘进。

1 瓦斯抽采渗流模型

为研究抽采时煤层瓦斯渗流机理,建立了含瓦斯煤体渗流数学模型,通过建立几何模型进行数值求解,获得巷道在边掘边抽过程中煤体的瓦斯流动规律,主要引入以下假设:(1)含瓦斯煤是一种各相同性的含孔裂隙的多孔介质弹性体;(2)煤层被单相瓦斯饱和且温度恒定;(3)煤层瓦斯在多孔介质中渗流符合Darcy定律,扩散符合Fick扩散定律;(4)煤层原始瓦斯压力均匀分布。

1.1 煤岩体应力场控制方程

含瓦斯煤岩体应力场方程由平衡方程、应力应变本构方程和几何方程组成,根据有效应力原理有:

式中,G为剪切模量;u为变形量;v为煤体泊松比;K为煤体体积模量;a为Biot系数(a=1-K/Ks;Ks为煤体骨架体积模量);fi为体积力;εs为吸附膨胀应变,(其中,p为孔隙压力;a为极限吸附量;b为煤的Langmuir压力参数;T为煤体温度;R为瓦斯摩尔常数,取8.314 3J/(mol·K);Vm为摩尔体积,取22.4×10-3m3/mol;ρc为煤体视密度)。

1.2 煤岩瓦斯渗流场方程

含瓦斯煤体是孔隙—裂隙的双重介质体,瓦斯在双重介质的流动数学模型可用连续性方程、运动方程、状态方程和瓦斯含量方程组成:

根据文献[1]连续方程为:

式中,C为单位体积煤层所含煤层气的质量浓度;ρ为瓦斯压力p时瓦斯气体密度,φ为煤体孔隙率;V为煤层瓦斯渗流速度;Jc为扩散流体通过单位面积的扩散速度。

煤层瓦斯状态方程为:

式中,Mg为瓦斯气体分子量;Z为一个大气压下瓦斯的压缩因子,一般取1。

煤层瓦斯含量方程为[12]:

式中,C为煤体瓦斯含量,由游离瓦斯和吸附组成;pn为标准大气压,一般取值0.1 MPa;ρn为标准大气压下的煤层瓦斯密度;A为煤中灰分,取1%;W为煤中水分,取1%。

煤层瓦斯运动方程,渗流方程[13]为:

式中,u为煤体动力黏度;k为煤层渗透性系数。

研究表明瓦斯流动过程中瓦斯气体分子与煤体固体分析之间会产生Klinkenberg效应式[14]。考虑Klinkenberg效应的瓦斯渗流运动方程为:

式中,k0为煤体初始渗透率;m为klinkenberg系数,m=akk0-0.36;ak为拟合参数,一般取0.251。

气体在多孔介质中扩散满足Fick扩散定律[15],写为:

式中,J扩散流体通过单位面积的扩散速度;D扩散系数;Ca扩散流体质量浓度。

将式(3)、(4)、(5)、(7)代入(2)得到:

其中,c=ρc(1-A-W)/(1+0.31W)。

1.3 孔隙度与渗透性模型

应力方程式(1)与渗流方程式(8)需要通过孔隙度方程和渗透率方程及孔隙度对时间的倒数进行耦合,根据文献[15]有:

式中,K为体积模量,K=3(1-2v)/E,E为弹性模型;ΔP为瓦斯压力改变量;φ0为煤体初始孔隙率;ξv为体积应变,εv=ε11+ε22+ε33。

应力场方程式(1)中含有瓦斯压力、吸附/解吸项,即煤岩体的变形受到瓦斯压力、瓦斯解吸/吸附影响,瓦斯流动方程式(8)中包含有体积应变和瓦斯压力共同表示的孔隙度式(9)和渗透率式(10)以及孔隙变化率式(11),则瓦斯流动受到煤岩变形影响。因此,该采动影响下的气固耦合模型自身是完全耦合的。该模型属于抛物线方程,众多研究证实其解释真实存在,但难求解析解,往往求解数值解。

2 掘前预抽瓦斯流动几何模型

2.1 模拟区域煤层瓦斯赋存特征

以新疆某矿I101201工作面为例,工作面设计长度1 432 m,工作面长度为200 m,开采2号煤层,煤层厚度2.8 m,平均煤层倾角8°,工作面地质构造简单,煤层瓦斯压力为0.83~1.10 MPa,孔隙率为3.85%,渗透率为0.66~4.32 m2/(MPa2·d),平均为3.13 m2/(MPa2·d),水分为0.58%,灰分为28.89%,吸附常数a为25.66 m3/t,吸附常数b为0.925 MPa-1,工作面采用长壁后退式综合机械化采煤方法,自然垮落法控制顶板。

2.2 几何物理模型

由于煤层为倾斜煤层,一定程度钻孔瓦斯抽采数值分析可采用二维平面模型。由于矿井为突出矿井,考虑钻孔施工水平,设计钻孔控制钻场前端最长为70 m,巷道两侧均布设挂耳钻场,每个钻场布置4个钻孔,钻孔终孔间距为6~7 m,2个钻场为1组,钻场间沿巷道的走向间距为10 m,而组与组钻场间距为60 m,结合煤层赋存情况建立如图1所示的几何模型,模拟煤层的物性参数见表1。

2.3 初始及边界条件

在所取煤层区内,初始条件和边界条件如下:

(1)煤层瓦斯抽采分析域内初始条件:t=0;p=P0,P0=1.10 MPa。

(2)煤层瓦斯抽采分析域内边界条件:

式中,p1为抽采负压;Π为钻孔边界区域;Ω为巷道及钻场暴露煤壁边界。

(3)应力场初始位移:μ=0;ν=0。

(4)应力边界条件:水平方向上左端(x=0)、右端(x=200)边界上为位移约束边界;巷道两侧(y=0,y=100)边界上为位移约束边界,Ω为自由边界。

3 数值模拟结果分析及应用

3.1 数值模拟结果分析

瓦斯压力及运移分布图(图2),随着抽采时间的延长,钻孔周围的煤层瓦斯压力逐渐降低,巷道周围的煤体瓦斯一部分通过煤壁涌向巷道,一部分流向瓦斯抽采钻孔,远处煤体中的瓦斯进行及时补充,因此随着时间的增加,瓦斯抽采影响范围增大。为了更好地定性研究掘进工作面周围煤体瓦斯运移规律,沿着工作面前方5,15,25,35,45 m及工作面正前方和2个钻场之间沿y方向,共设计7条瓦斯压力监测线,在距离工作面前方每间隔2 m距离设置4个瓦斯压力监测点,监测其压力变化。

根据图3可知,巷道前端距离巷道掘进面不同距离线的瓦斯压力变化不同,在靠近巷道轮廓线外侧的瓦斯压力在同一时间下变化较大,而巷道轮廓线以内的瓦斯压力在同一时间点基本一致,这是因为1号和5号钻孔二者平行,间距一致,而其他钻孔之间随着距掘进面距离增大,其钻孔间距增大,钻孔的间距直接影响了瓦斯抽采效果导致。

图4为巷道前端AB线上瓦斯压力变化,随着时间延长,瓦斯压力降低,5 d时,巷道前端约40 m范围瓦斯压力减低至0.8 MPa,降低幅度为28.2%,10 d后其瓦斯压力降低至0.63 MPa,降低幅度为42.7%。随着距离增大,瓦斯压力逐渐增大,甚至达到初始1.1 MPa,而随着时间的增加,瓦斯压力变化范围沿煤层走向逐渐增大,即钻孔影响范围增大。瓦斯压力随着距离增大而增大的原因是不同点的瓦斯压力随时间的变化率不同(图5),距离巷道掘进面煤壁距离越小,瓦斯压力衰减越快,最终基本趋于平衡。根据巷道前方60 m范围在进行瓦斯抽采20d后瓦斯压力已降低至0.69 MPa(<0.74 MPa),已消突,进行效果检验则可以进行巷道掘进。如果矿井对采掘时间要求紧,还需加密钻孔。

图6为未进行瓦斯抽采(仅有巷道及钻场煤壁暴露)的瓦斯流动规律。远处煤体瓦斯流向暴露的煤壁,同样随着时间延长瓦斯流动范围增加,即巷道排放影响范围增大。图7为巷道掘进面暴露的单位面积煤壁在有无瓦斯抽采影响下瓦斯涌出量随时间的变化图,对比发现在前10 d内二者相差不大,但随着时间延长,无抽采的煤壁单位面积瓦斯涌出量是有抽采情况下煤壁涌出量的10~30倍,时间越长相差倍数越大,这充分说明进行瓦斯抽采的必要性。

3.2 现场实际应用情况析

该矿按照设计布置钻孔进行瓦斯抽采,在进行瓦斯抽采25 d左右进行效果检验,已经基本消突,可以进行巷道掘进,在巷道掘进过程中由于挂耳钻场能够起到边掘边抽的作用,因此,使得巷道的瓦斯浓度长期控制在0.6%以下,在矿井掘进过程采用两巷交替作业的方式,大大提高了瓦斯抽采效率和瓦斯抽采效果。

4 结论

(1)建立了巷道掘进时的瓦斯抽采流动模型。该模型综合考虑了瓦斯压力、吸附/解吸对煤层变形影响,考虑瓦斯抽采过程中双重介质的扩散—渗流、孔隙度、渗透率动态变化。

(2)采用数值分析软件数值利用建立的模型分析了挂耳钻场的瓦斯流动,随着抽采时间增加,瓦斯钻孔抽采影响范围逐渐增大;因钻孔间距不同,掘进工作面前方不同距离点在同一抽采时间下瓦斯压力变化不同;采用设计方式进行瓦斯抽采实际,基本在抽采20 d可消突;进行瓦斯挂耳钻孔抽采能够明显降低煤壁的瓦斯涌出量。

摘要：为了掌握挂耳钻场抽采影响下掘进巷道瓦斯涌出情况,指导矿井的巷道掘进工作,建立了综合考虑解吸、渗流、扩散、Klinkenberg效应的瓦斯运移数学模型,利用数值模拟软件对挂耳钻场瓦斯流动规律进行了数值分析。结果表明,随着抽采时间的增加,钻孔影响范围逐渐增大,钻场周围煤体瓦斯压力的变化与钻孔间距有直接关系,采用挂耳钻场的瓦斯抽采方式能够有效降低巷道暴露煤壁的瓦斯涌出量。

关键词：耦合模型,瓦斯抽采,边掘边抽,瓦斯压力

高瓦斯掘进工作面 篇2

仁寿县安监局：

我矿8130掘进回风瓦斯于2012年6月27日13：28：58至13：35：27瓦斯超限，超限时间：3分24秒，超限次数合计12次，超限最大值4.00%CH4。具体情况汇报如下：

一、8130掘进回风瓦斯超限事情经过：

我矿于2012年6月27日11：02：58地面高压保险烧坏，造成290西掘进全部主用电源停电，其中监控分站搭在主用电源侧。出现故障时，当班值班人员许淑清及时通知调度室曾凡彬，汇报8125机巷，290西大巷，8130回风巷直流正常。同时通知井下监控人员朱堂军查看原因。在停电期间，备用电源正常供电，备用风机启动正常运行。在2012年6月27日13时6分19 秒恢复主电源供电。井下开关过多，送电环节也多，合闸次数频繁，导致在13时28分58秒的时候，8130掘进回风瓦斯传感器显示超限。

二、8130掘进回风瓦斯超限原因

该瓦斯超限的原因是传感器故障，经过综合分析，因该巷淋水过大且潮湿，开关频繁合闸，主电源来电后向分站供电，瞬间向各类传感器供电，由于电压不稳定，导致8130掘进回风瓦斯传感器异常显示，超限报警。

三、今后的防范措施。今后，我矿应加强监测监控设备及电器设备的日常检查、检修，严格执行煤矿矿用设备的使用标准，认真对照国家的相关规定，及时淘汰不符合现行规定的设备。加强“一通三防”的管理，杜绝瓦斯超限事故，严格执行瓦斯治理十二字方针；“一炮三检”、“一班三检”制度。加强现场管理，杜绝类似事故再次发生，使上级领导放心。

四川仁寿县复合能源有限公司

高瓦斯掘进工作面 篇3

关键词:围岩裂隙 瓦斯治理技术 应用

中图分类号:P62文献标识码:A 文章编号:1007-3973(2010)06-052-02

随着矿井向深部开采,瓦斯治理力度加大,在瓦斯防治工作中出现很多意想不到的问题。我们“一通三防”人员深入井下,了解现场实际情况,深入分析,采取相应措施。永贵能源安顺煤矿9103轨道巷掘进工作面底板围岩裂隙的局部瓦斯治理技术的研究和应用,取得了良好效果。

1工作面概况

该工作面位于井田下部,内部断裂稀少,总体呈较稳定的单斜层状,缓倾斜,近水平。其构造属简单类型。

(1)褶曲:该工作面位处大威岭背斜西部倾伏端,受背斜宽缓的轴部及向南西倾伏的构造形态,工作面内地层产状有规律的变化,地层走向自东向西、由北320度渐变为正北倾向。自东向西由南西渐变为近正西,倾角一般均在2—6€凹浔浠?

(2)断裂:该工作面未有大的构造,但在工作面中部有一西北东南向逆断层,产状不稳定,有待在以后的生产过程中边掘边探,以便掌握准确的地质资料来指导安全生产。

(3)节理:一般在断裂旁侧及脆性岩石中较发育,对开采影响不大。

(4)对工作面设计及对矿井生产的影响:由于盘区构造简单,对盘区开采设计及矿井生产的影响不大,对安全生产不构成危害,但在以后工作中要做到“边掘边探、有疑必探”,进一步摸清地质情况。

(5)岩浆侵入体及河流冲刷带对煤层的影响:本工作面无岩浆侵入体及河流冲刷带。

(6)煤层特征:含煤厚、煤层结构、物理性质等。

1)煤厚、煤层结构:本工作面开采M9煤层,产于P2L3中部,上距S4标志层灰岩平均5.36m,直接顶板为深灰色粉砂质粘土岩或K12黑色炭质粘土岩及浅灰色粉砂岩,煤层结构简单,基本上为单一煤层,煤层平均厚度1.53m,厚度变化小,厚度变化系数10%属稳定型煤层,煤层结构简单,一般为单一煤层或夹一层小于0.05m夹矸。

2)物理性质:该煤层为黑色暗亮型,较脆易碎。断口呈参差状,沥清光泽,水分平均含量2.01%,灰分19.86%,含硫量1.48%,挥发分10%以下,发热量超过34.75MJ/kg。

(7)瓦斯:该工作面煤层瓦斯含量为18m3/t(矿井建设中发生过两次煤与瓦斯突出),因此该面按煤与瓦斯突出危险工作面管理。

(8)煤尘、自燃与地温

1)煤尘爆炸性:经测试证明本矿井无煤尘爆炸危险。

2)煤的自燃:经重庆煤科分院鉴定,安顺煤矿M9煤层为不易自然煤层。

3)地温:临近矿井测试平均地温梯度为1.0-1.76€?m。轿子山矿井在160-250m处,地温19-21€埃得鞅竟ぷ髅娴匚抡#薷呶氯群Α?

2瓦斯涌出来源分析

安顺煤矿是煤与瓦斯突出矿井。9103轨道巷掘进工作面在掘进过程中采用边掘边抽,超前密集排放钻孔,效果检验,安全防护四位一体综合防突措施。正常回风瓦斯浓度0.40%,迎头瓦斯0.12%,回风风量426m3/min,瓦斯涌出量1.7m3/min。当掘进至570m时回风瓦斯浓度突然增大到0.78%,迎头瓦斯0.11%。在此迎头瓦斯未增加的情况,回风瓦斯涌出量3.15m3/min,由于迎头瓦斯稳定在0.11-0.12%之间,可判断这不是瓦斯突出预兆。现场排查发现,距迎头后50-100m处,右帮巷道底板围岩裂隙涌出瓦斯。由于受掘进作业影响,打破了围岩瓦斯涌出平衡,当时围岩瓦斯涌出量较高,为1.45m3/min。当时的瓦斯涌出量减去正常瓦斯涌出量:

Q围=Q当-Q正

式中:Q围是围岩瓦斯涌出量m3/min;

Q当是当时瓦斯突然瓦斯增大时瓦斯涌出涌出量m3/min。

Q正是正常时瓦斯涌出涌出量m3/min。

3瓦斯治理方案选择与实施

(1)瓦斯治理方案的选择

瓦斯自围岩裂隙涌出,裂隙较多,长度在通尺470m至520m之间。由于裂隙较多,采取打钻抽放不能解决问题。根据9103轨道巷工作面实际情况和围岩裂隙瓦斯涌出特点,经研究决定在50m范围内选定几点瓦斯涌出大的地方,采用引排抽放法,将围岩瓦斯罩住,然后联管抽放。

(2)瓦斯治理方案的实施

瓦斯罩选材与制作:1)选用矿用防突钻机废弃油桶多个。根据现场瓦斯涌出地点裂隙大小情况,将其切割横竖两半,并将其中一头焊接一个直径150mm无缝钢管,钢管长度在200--300mm。2)300mm钢丝软管若干米。3)适量水泥河沙,备用。

瓦斯罩安装地点选择。根据现场实际情况,在围岩瓦斯涌出地点50m范围内,选定8个瓦斯涌出大的地点进行安装。

瓦斯罩安装方法。具体安装方法是在选定的围岩裂隙瓦斯涌出点,将瓦斯罩罩在上面,用水泥河沙搅拌成的混凝土将瓦斯罩四周封严,防止瓦斯从四周涌出巷道,当四周混泥土凝固后,然后将钢丝软管一头连接在瓦斯罩上一头连接在瓦斯抽放管上,进行低负压抽放,8个瓦斯涌出点逐一按以上方法安装瓦斯罩。

瓦斯治理效果。通过以上措施将围岩瓦斯进行引抽,9103掘进工作面回风瓦斯浓度平均在0.36%,比未治理以前回风瓦斯浓度平均下降了0.42%。9103掘进工作面回风风量426 m3/min,则计算出围岩瓦斯涌出大于1.79 m3/min。至此,我们杜绝了9103掘进工作面炮后瓦斯超限现象。

4结束语

通过采取以上围岩瓦斯治理技术,有效地降低了9103掘进工作面瓦斯的涌出量,减少瓦斯对掘进进度的制约,尤其是瓦斯浓度的下降为巷道掘进增加了安全保证,保证了巷道的顺利贯通,也为煤巷施工工作面顺层钻孔及提前预抽提供了充足的时间,从而缓解了采掘接替的紧张局面。此技术已开始在永贵能源贵州各矿广泛推广,具有很高的经济效益和安全效益。

参考文献:

[1] 何国益.矿井瓦斯治理实用技术[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

高瓦斯掘进工作面 篇4

1 掘进工作面瓦斯涌出特征考察

1.1 2#煤层401胶带巷

2#煤层401胶带巷走向长度约1 925 m, 矩形断面, 宽×高为4.5×3.5 m, 采用全锚支护, 盖山厚255~341 m, 工作面顶底板岩性特征见表1。401胶带巷掘进工作面掘进速度比较均匀, 其瓦斯涌出量相关统计数据见表2。

为了便于统计分析, 2#煤层401胶带巷掘进工作面瓦斯涌出量的统计数据以10 d为1个统计单元, 每个单元的数值均取10 d内的平均值, 表2中所示涌出量均为第N个10 d的平均瓦斯涌出量;累计掘进进尺也以10 d为单位进行统计, 所引用数据均为截至第N个10 d时的累计进尺。

从统计数据可知, 2#煤层401胶带巷掘进过程中瓦斯涌出具有以下特征: (1) 在掘进初期 (0~100m范围内) , 随着掘进巷道的延长, 瓦斯涌出量明显变大; (2) 100~400 m范围内, 瓦斯涌出量随着掘进长度的增加而增加, 但增加的梯度已经小于掘进初期; (3) 400~1 000 m的范围内, 巷道瓦斯涌出量出现上下波动, 但总体上保持缓慢增长的趋势并逐渐达到峰值; (4) 1 000 m以后巷道瓦斯涌出量仅在峰值上下小幅波动并保持基本稳定。

1.2 8#煤层203胶带巷

8#煤层203胶带巷走向长度约1 450 m, 矩形断面, 宽×高为4.5×3.5 m, 采用全锚支护。煤层厚度不稳定, 在2.5~4.0 m变化, 平均厚约3.7 m, 底板有底凸薄化现象, 煤层内含黄铁矿结核。煤层变化时跟顶跟底进行回采, 煤尘具有爆炸性, 属于Ⅰ类自燃倾向性煤层。顶底板岩性特征见表3。

与401胶带运输巷掘进过程中瓦斯涌出量的统计方法相同, 8#煤层203胶带巷掘进工作面瓦斯涌出量相关统计结果见表4。

整理资料时发现, 8#煤层203胶带巷在掘进开始后的前22 d共掘进约126 m, 进尺较慢, 从第23天开始掘进速度逐渐恢复正常并趋于稳定, 因此为便于统计分析, 将前22 d的数据作为一个单元进行处理。其他数据的统计整理方式与2#煤层401胶带巷相同。

通过对统计数据的整理、分析可以知道, 8#煤层203胶带巷掘进过程中瓦斯涌出具有以下特征: (1) 掘进速度影响工作面瓦斯涌出量的大小。在掘进初期, 前22 d共掘进126 m, 掘进速度较慢, 经统计期间瓦斯涌出量平均只有3.02 m3/min;之后掘进速度逐渐恢复正常并基本保持稳定, 掘进过程中的瓦斯涌出量随着掘进速度的加快明显增大。 (2) 从整体上看, 掘进初期瓦斯涌出量随着巷道的延长明显变大, 之后增大的梯度减小, 但瓦斯涌出量仍在随着掘进进尺的增加而增加, 并且逐渐达到峰值并基本保持稳定。 (3) 地质构造影响掘进过程中的瓦斯涌出。施工队组在掘进至约567 m时, 揭露1处宽约1.5cm的裂隙, 此时掘进回风瓦斯浓度急速升高, 最高达0.88%, 此时最大瓦斯涌出量约8.8 m3/min;当掘进至约967 m时, 又揭露1条宽约0.85 cm的裂隙, 回风浓度最高升至1.11%, 最大瓦斯涌出量达到11.1 m3/min。

2 掘进工作面瓦斯涌出影响因素分析

通过对掘进工作面涌出特征的考察和进一步的分析研究, 可以总结出掘进工作面瓦斯涌出受一些因素的影响并呈现出规律性[1,2,3,4]。 (1) 瓦斯涌出量与掘进工艺的关系:在构造简单、煤层赋存稳定的煤层中掘进时, 掘进工艺对掘进面瓦斯涌出的影响很大。综掘工作面在割煤时瓦斯涌出量较大, 且涌出量与割煤速度、割煤时间呈正相关性。当掘进速度不均匀时, 巷道中的瓦斯涌出也随之变化, 割煤时升高, 停止时降低。连续快速割煤时瓦斯涌出量最大, 涌出速度最快、间歇割煤瓦斯涌出均匀, 涌出量小。 (2) 瓦斯涌出量与地质构造的关系:褶曲、断层等影响煤层中的瓦斯分布, 受构造影响煤层瓦斯分布呈现不均衡性。开放性的构造有利于瓦斯排放, 因此在此类构造的附近煤层瓦斯含量和瓦斯涌出量较正常区域低, 封闭型构造附近的情况则相反。 (3) 瓦斯涌出量与煤层厚度、巷道断面及掘进速度有关:煤层产状较稳定时瓦斯涌出比较均匀, 产状变化时, 瓦斯涌出量也会发生变化。瓦斯涌出量与掘进速度变化呈现正相关性。 (4) 瓦斯涌出量与巷道长度、煤壁暴露时间有关:随着巷道长度的增加, 煤壁面积逐渐增大, 通过煤壁释放出瓦斯, 导致掘进瓦斯涌出量相应增大, 直至达到峰值并保持基本稳定。

3 掘进工作面瓦斯涌出预测模型确立

掘进面的瓦斯涌出来源主要有掘进落煤和煤壁瓦斯涌出。其影响因素有:掘进工艺、地质构造、煤层厚度、巷道断面、掘进速度、巷道长度、煤壁暴露时间等, 它们共同影响着掘进工作面瓦斯涌出[5,6,7,8,9,10,11,12]。在矿井同一地质单元内这些因素固定, 因此确立掘进工作面瓦斯涌出预测模型如下:

其中, Q掘进为掘进工作面绝对瓦斯涌出量;k为影响系数;q3为煤壁瓦斯涌出量;q4为落煤瓦斯涌出量。

其中, V为巷道平均掘进速度;D为巷道暴露煤壁在巷道横断面上的周长;L为巷道长度;q0为煤壁瓦斯涌出强度, 无实测, 按式 (3) 计算。

其中, Vr为煤中挥发分含量;Wo为煤层原始瓦斯含量。

其中, S为煤巷掘进断面积;V为巷道平均掘进速度;γ为煤的密度;Wo为煤层原始瓦斯含量;Wc为煤的残存瓦斯含量。

将相关参数代入计算可以得出:2#煤层401胶带巷掘进工作面的瓦斯涌出量为10.12 m3/min, 8#煤层203胶带巷掘进工作面的瓦斯涌出量为7.33m3/min。通过对采掘过程中所监测的数据进行统计分析可以得到, 生产过程中2#煤层401胶带巷掘进工作面瓦斯涌出量为8.65 m3/min, 8#煤层203胶带巷掘进工作面瓦斯涌出量为6.78 m3/min。

利用公式Q掘进=k (q3+q4) 可以确定2#煤层401胶带k1=0.85;8#煤层203胶带k2=0.92。

考虑到影响掘进面瓦斯涌出的因素较多, k取二者的平均值, 可以计算出k= (k1+k2) /2=0.89。

4 掘进工作面瓦斯涌出预测模型的验证

按照公式Q掘进=0.89 (q3+q4) 在2#煤层的402轨道巷进行了验证。402轨道巷按照该预测模型预测的掘进工作面瓦斯涌出量为12.45 m3/min, 采用分源预测法预测的掘进工作面瓦斯涌出量为13.99m3/min。通过对采掘过程中所监测的数据进行统计分析可以得到, 生产过程中瓦斯涌出量为11.64m3/min。按照Q掘进=0.89 (q3+q4) 预测模型, 得到的预测准确率为0.94;按照分源预测法预测的准确率为0.83。因此, 按照此预测模型预测的掘进工作面瓦斯涌出量比通常用的分源预测法预测的准确率更高, 并得到了适合该矿井的掘进瓦斯涌出预测模型, 能更好地用于指导该矿井掘进瓦斯治理工作。

5 结论

通过对2#煤层401胶带巷、8#煤层203胶带巷掘进工作面在生产过程中瓦斯涌出情况的考察, 进行数据整理及分析后可以得出以下结论:

(1) 掘进工作面瓦斯涌出总体上受掘进工艺、地质构造、煤层厚度、掘进速度、煤壁暴露时间等因素影响, 生产过程中应根据影响瓦斯涌出主控因素的变化制订专门措施, 确保工作面安全、高效生产。

(2) 在同一地质单元内, 得到了适合该矿井的掘进瓦斯涌出预测模型 (Q掘进=0.89 (q3+q4) ) 。

摘要：为了准确掌握高瓦斯矿井巷道掘进时的瓦斯涌出量, 对山西焦煤屯兰矿2#煤层401胶带巷、8#煤层203胶带巷在巷道掘进时的瓦斯涌出情况进行了考察。通过对考察数据的整理分析, 找出了影响大断面、高瓦斯矿井掘进工作面瓦斯涌出的主要影响因素, 提出了巷道掘进时的瓦斯涌出量计算模型。实际验证结果表明, 该预测模型的准确率更高。

关键词：瓦斯涌出,影响因素,预测模型

参考文献

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[11]王晓彬, 张子敏, 张玉贵, 等.新安煤矿瓦斯赋存影响因素分析[J].煤炭工程, 2010 (2) :80.

高瓦斯掘进工作面 篇5

随着矿井向深部延伸,矿压增大,巷道会有不同程度的变形,造成挡尘帘骨架受力歪扭,不能使挡尘帘完全封闭巷道全断面,大大降低捕尘效果,工作面增加风量后,巷道风速增加,煤尘飞扬现象更加严重,因此瓦斯防控和煤尘治理形成了一对矛盾关系。

1 瓦斯与煤尘主动联合治理方案

在掘进工作面每天生产之前施工钻孔将煤体瓦斯提前释放,以减少掘进生产期间的瓦斯涌出量,同时对煤体进行高压注水湿润煤体,以降低落煤、出煤时产生的煤尘,这是瓦斯与煤尘主动联合治理的基本设计方案。

在掘进工作面迎头断面施工3个42mm注水孔,再在注水孔周边施工6个75mm排放孔,注水孔和排放孔深度均为8m(根据日掘进长度调整钻孔深度,留有2m钻孔超前距)。注水钻孔控制范围为巷道两侧轮廓线外至少1m,排放钻孔控制范围为巷道两侧轮廓线外至少5m(如图1所示)。使用专用高压注水泵对注水孔进行注水,注水压力10MPa~15MPa,采用专用注水封孔器封孔,以保证注水压力效果,当煤体注水达到效果后(注水孔两侧或工作面煤壁有“出汗”现象)停止高压注水。

2 方案的特征原理

通过高压注水使掘进工作面前方煤体产生裂隙,配合排放孔释放煤体赋存瓦斯,降低煤体瓦斯含量,注水达到效果后,煤层煤体含水量达到4%~6%,可降低煤尘的产生,改善现场作业环境。

施工排放钻孔不仅可以与高压注水产生的煤体裂隙共同起到释放瓦斯的作用,又可泄溢出煤体达到注水效果后多余的水分,防止煤体过量注水发生片帮事故,确保现场施工人员安全。

3 创新改造防尘装备

由于刚性骨架挡尘帘易受巷道变形损坏,维修更换频繁,因而在成本管理和工时利用上造成了一定的浪费。通过借鉴U型钢支架的支护原理和特性,创新改造出可缩性挡尘帘。

3.1 可缩性挡尘帘使用材料及伸缩原理

(1)材料组成:Φ8mm圆钢、4分铁管、螺丝。

(2)基本框架:钢筋作为防尘帘的骨架结构,可缩部分采用铁管配合螺丝进行伸缩配置。

(3)伸缩原理:钢筋骨架在遇到巷道变形地段时,通过在铁管内自由调节长度达到巷道规格要求。

3.2 可缩性挡尘帘安装方法

根据防尘帘规格截取不同尺寸的圆钢作为骨架结构,然后在骨架结构中部各使用铁管配合螺丝进行可缩部分,圆钢插在铁管内用螺丝进行横向与纵向长度调节;当防尘帘规格达到巷道所需规格后,上紧螺丝固定圆钢,达到伸缩效果。

4 应用效果

经过一段时间连续观测,此方案的应用取得了很好的效果,工作面瓦斯涌出量降低了30%~40%,同时工作面煤尘降低了70%~80%,工作面回风流最大瓦斯浓度不超过0.4%(风筒出口风量400m3/min)。

可缩性防尘帘技术实施前后,对防尘帘的使用周期进行了效果对比,对比结果见安装可缩性防尘帘前后效果如下表。

5 结束语

通过运用瓦斯与煤尘主动联合治理方案,使掘进工作面回风流瓦斯浓度最大不超过0.4%,同时也从源头上消除了煤尘飞扬,为工作面创造了良好的作业环境。该治理方案环节简单,现场可操作性强。

高瓦斯掘进工作面 篇6

煤巷掘进一般在原始未揭露煤层中进行, 工作面开采过程中, 由于开采断面处的煤层压力受到破坏, 瓦斯会沿煤层中的裂隙向压力为大气压的巷道释放, 因此, 在煤体内部到暴露在空气中的煤壁间形成了瓦斯压力梯度, 煤壁内部的瓦斯将沿着梯度方向向巷道涌出。另外, 采出的煤炭在平衡压力的过程中瓦斯也会不断涌出至巷道。因此, 采区巷道瓦斯来源主要包括煤壁和落煤两部分。文章重点研究煤壁瓦斯的涌出强度规律及煤壁极限瓦斯涌出量与极限排放时间的规律。

为了在实际开采过程中获取瓦斯涌出规律, 在山东某矿西采区一水平下山采区上风巷、东采区一水平下顺槽和东煤层回风下山等采区工作面进行了煤壁瓦斯涌出规律研究。

1 掘进工作面瓦斯浓度分布规律

工作面由于各类掘进、采煤设备众多, 风流在行进中会受到多种因素的影响, 并且巷道拐角形状也会造成风流的快速折返。另外, 巷道中存在的移动掘进设备、矿车、移动变电站和固定的风筒等设备, 使瓦斯在行进过程中造成了风流的多向性和不稳定性, 还会影响瓦斯在煤壁上的浓度梯度分布[1]。

为此, 对下山采区上风巷各类影响风流的设备布置情况进行分析和设定了大量瓦斯采集点, 通过大量数据的分析后, 将工作面瓦斯按风流强度和流向分为折返区、不稳定区和稳定区3个部分, 西采区下山采区上风巷20 m内瓦斯分布如图1所示。

距工作面首端3 m范围内区域定为第一段, 该段特征为, 刚开采的新鲜煤壁和落煤导致了大量瓦斯涌出, 是瓦斯的聚集地。另外工作面端头存在拐角时会导致部分风流折返, 试验发现当风筒出口在距离工作面端头6 m之内时, 风流会迅速折返, 使端头风流出现了流速快和风量大的特点, 因此瓦斯会被稀释, 不容易在端头形成瓦斯积聚。当距离工作面端头6~8 m时, 该区域内由于风流较慢, 瓦斯容易积聚。

第二段区域是距离风筒出风口前3 m范围内, 该区域受到端头影响, 反射回来的风流, 在该区域内由于受设备及流动人员等风阻的影响, 造成风流很不稳定。在瓦斯方面, 由于煤壁开采时间不长, 煤壁仍然较新鲜, 压力不平衡, 瓦斯仍大量释放。

第三段区域是距离风筒出风口前8 m以外, 由于该区域内煤壁压力较平衡, 掘进设备少且固定, 并且面积大, 风速小, 风流稳定, 因此, 该区域内瓦斯含量最大。

2 煤壁瓦斯涌出强度测定方法

煤层开采过程中, 会不断破坏岩体内部的压力平衡。岩体内部的显微结构中存在的众多孔隙和裂隙结构, 由于煤壁内部和采空区存在着压力差, 开采过程中新鲜煤壁随着压力差的变化, 孔隙和裂隙随着压力的降低逐渐加大, 透气性系数会随之增加, 从而沿着煤壁形成卸压带, 并在煤壁内部和采空区间形成了煤壁瓦斯压力梯度, 瓦斯会沿着孔隙向采空区释放。

瓦斯涌出强度是衡量瓦斯危害的重要指标, 体现了采空区内瓦斯强度和涌出速度。用单位时间内每平方米沿煤壁涌出的瓦斯量来表示, 该值大小与煤层地质构造和对瓦斯吸附性能有较大关系。如果除时间外, 影响瓦斯涌出量的参数不变, 煤壁瓦斯涌出强度是瓦斯空间暴露时间的函数, 煤壁暴露于空气中时间越长, 瓦斯涌出量及强度越低。

为研究某矿掘进工作面煤壁瓦斯涌出强度和时间的变化关系, 在东采区一水平下顺槽巷道截面上设置多检测点检测煤壁瓦斯涌出强度。

在巷道中依据巷道特点设定多个检测站, 定期测量, 这种方法不影响生产, 设置检测点简单, 但需要设定多个检测点以保证获取瓦斯强度的数据可靠, 从而避免误差。

检测方法为:在影响瓦斯涌出参数稳定的掘进巷道中, 沿巷道每隔一定距离设置测量点。定期从这些测点上获取瓦斯浓度和风速值, 结合每个测点对应位置的巷道断面面积数据, 可计算出瓦斯涌出量;根据掘进速度还可得到各检测点煤壁的暴露时间;由此计算出煤壁瓦斯涌出强度, 得出瓦斯涌出量和时间的变化曲线[2]。

本次测定步骤如下:

(1) 在掘进巷道中, 沿掘进方向布置4个测站, 并测量各测量点巷道横截面面积, 测量相邻检测点间暴露于空气的煤壁面积和测量点装设时煤壁平均暴露时间。测点位置为:进风顺槽50 m、100 m、150 m、200 m。

(2) 为保证测出的瓦斯涌出量的准确值, 需将工作面的落煤清理干净, 并静止一段时间, 待瓦斯扰动减小后, 定点定时提取各检测点瓦斯浓度和风量值。单位面积瓦斯涌出量与各测点巷道截面积、风速、瓦斯浓度、煤厚等的关系式如下:

式中qi—单位面积瓦斯涌出量, (m3/m2·min) ;

Si、Si+1—测点巷道截面面积, m2;

Ci、Ci+1—测点瓦斯浓度, %;

—i号与i+1号测量点间的煤层厚度平均值, m;

L—i号与i+1号测量点间距, m。

(3) 为排除瓦斯浓度的扰动对测量数据的影响, 需间隔3~5 d不间断测定1个月时间。然后将取得的瓦斯浓度取平均值。

3 煤壁瓦斯涌出强度

结合上述公式对某矿煤壁瓦斯涌出量与时间的关系进行了检测, 获取了暴露在空气中的瓦斯检测点的瓦斯浓度、风流速度, 结合检测点处的巷道地理结构、巷道截面面积及检测点间距, 对采区工作面巷道煤壁瓦斯浓度和时间的关系、对检测原始数据进行大量的理论分析与数据处理后, 得出了如图2所示的瓦斯涌出量和时间的数学分解关系曲线。

从图2可以看出, 某煤矿采掘工作面煤层巷道中煤壁瓦斯涌出量和时间类似为双曲线关系。根据实测数据统计及数学分析, 煤壁瓦斯涌出强度与暴露时间的关系可用下式表征:

式中q—瓦斯涌出强度, m3/ (m2·d) ;

q0—t=0时的瓦斯涌出强度, m3/ (m2·d) ;

t—煤壁的平均暴露时间, d;

b—衰减系数, d-1。

由数据处理后的q-t曲线 (图2) 得出n对测定值, 同时得到n个方程组。对之求解, 可得出q0和b值, 然后将实测结果带入方程组, 用最小二乘法求出各回归相关系数的标准差, 验证得到经验公式。

将综掘工作面的实测数据回归得:

根据测定结果, 得出某煤层煤巷综掘面煤壁瓦斯涌出强度可表示为:

4 煤壁极限瓦斯涌出量与极限排放时间

掘进巷道煤壁瓦斯涌出量将随时间的增加而降低。虽然瓦斯涌出的时间是无限长的, 是绝对涌出的, 但实际采掘中, 当掘进长度为一定数值时, 由于巷道各项参数逐渐稳定, 煤壁断面内外瓦斯浓度差将逐渐稳定, 即使远端的掘进端头继续前进, 由端头涌出的瓦斯到达测点后, 得到了很大衰减, 另外综合巷道结构和流动的设备因素, 测点涌出的瓦斯量对整个工作面的比例很小, 可以忽略其影响。

根据煤壁瓦斯涌出强度的理论分析和实际测定数学回归关系式, 煤壁瓦斯涌出量Q和时间t的关系为:

根据上式可知, 单位面积煤壁瓦斯涌出总量随时间的变化情况如图3所示, 不同时间煤壁瓦斯涌出总量占极限瓦斯涌出量的比例如表1所示。

数据分析显示, 瓦斯浓度随时间的延长呈现衰减趋势。另外通过检测炮采工作面的瓦斯浓度变化还发现, 由于炮采对煤壁损伤较大, 由于振动能够瞬间在煤壁内部造成大缝隙和孔洞, 因此, 形成的瓦斯压力梯度更大, 瓦斯能迅速向采空区释放, 在得到的数据曲线上瓦斯初始浓度很大, 衰减更快。

对于采掘工作面, 由于掘进机在掘进过程中是缓慢地切割煤壁, 煤壁表面较为平滑, 煤壁内部受到的挤压较小, 结构没有受到大的破坏, 因此, 煤壁瓦斯涌出量较炮采小, 涌出缓慢。测量显示, 当测量时间达到2~3个月时, 瓦斯浓度基本稳定不变, 且不随巷道的延长而改变。对综掘工作面来说, 若以200 d作为极限涌出时间, 按某一时间的煤壁瓦斯涌出总量占200 d的涌出总量95%作为极限涌出时间, 则可以得出某煤矿的极限排放时间约为60 d。

5 结论

主要根据某矿工作面煤壁瓦斯涌出强度与时间的函数关系, 结合该矿工作面地质与生产技术条件, 得出了煤壁瓦斯涌出规律。设计了煤壁瓦斯涌出强度测定方法, 同时分析了煤壁瓦斯涌出强度规律及煤壁极限瓦斯涌出量与极限排放时间的规律, 通过试验得到了合理的煤壁瓦斯涌出数据, 能够对煤矿安全生产提供良好的示范效果。

摘要：根据某矿工作面煤壁瓦斯涌出强度与时间的函数关系, 结合该矿工作面地质与生产技术条件, 得出了煤壁瓦斯涌出规律。设计了煤壁瓦斯涌出强度测定方法, 同时分析了煤壁瓦斯涌出强度规律及煤壁极限瓦斯涌出量与极限排放时间的规律, 通过试验得到了合理的煤壁瓦斯涌出数据。

关键词：煤壁,瓦斯强度测定,极限排放时间,涌出

参考文献

[1]卢平, 沈兆武, 朱贵旺, 等.含瓦斯煤的有效应力与力学变形破坏特性[J].中国科学技术大学学报, 2001 (6) .

高瓦斯掘进工作面 篇7

关键词：过空巷,瓦斯抽放,安全高效

引言

东河煤矿位于山西省临汾市蒲县太林乡, 隶属于太原煤气化集团公司, 是一座由四座小矿整合而成核定生产能力为90万吨/年的中型矿井, 矿井瓦斯等级为瓦斯矿井。目前, 矿井开采3#煤层三采区。由于煤层瓦斯赋存不平衡, 局部区域原煤瓦斯含量较高, 解吸量较大。矿井建有井下采区瓦斯抽放系统, 主要用于回采工作面上隅角瓦斯抽放。在矿井四周存在许多小煤矿, 个别煤矿存在对东河煤矿的越界开采情况。某矿越界上山进入东河煤矿井田后, 被政府部门责令停止掘进封闭, 由此在东河煤矿井田内形成了高浓度瓦斯空巷。

2310回风巷与某矿已越界的上山巷道探通, 探眼内瓦斯浓度高达87.6%。太原煤气化集团公司、东河煤矿各级领导对此高度重视, 通过认真研究, 制定了掘进工作面利用抽放方法过越界上山的总体技术方案, 并根据现场实际情况多次对瓦斯抽放方案进行了修改完善。经过为期40天的瓦斯综合治理成功实现了与空巷贯通, 达到了预期目的。瓦斯抽放工程安装抽放管路838米, 施工9个钻孔, 抽排瓦斯8.7万立方米, 解放了近60万吨煤炭资源, 保证了矿井的正常采掘衔接。

1 概述

2310回风巷设计长度1207m, 现已掘进631m, 剩余576m。1月25日17时10分, 探水队在2310回风巷进行探水作业时, 与隰东煤矿已越界的上山巷道探通, 探眼长度为31.5m, 探眼内瓦斯浓度高达87.6%。若在该位置开切眼, 此区域内煤量损失近60万吨, 严重影响矿井下一步的采掘部署。

越界煤矿两条上山长度约为218m, 巷道断面为3.3×1.9m, 采用φ16×1800mm的圆钢锚杆支护, 锚杆间、排距为600×800mm, 两帮未支护。上山两侧原计划各布置一个工作面, 北侧工作面1、2两顺槽掘进100m左右, 南侧工作面3、4两顺槽掘进80-100m, 两侧均未形成工作面 (详见图1) 。顺槽断面均为2×2m, 采用梯形木棚支护, 木棚间距为1m, 采用φ120mm的松木制作。

2 实施过程

2.1 实施钻孔阶段

2310回风巷与越界煤矿探通后, 东河煤矿共施工7个抽放孔都未与空巷探通, 重新核实地质资料后, 在2310回风巷滞后迎头4m, 用探水钻机按仰角4度, 与巷道中心线夹角40度成功施工第8个探眼, 钻孔长58.5m, 探眼内外压力基本平衡, 探眼内瓦斯浓度为30%-40%之间。

2.2 钻孔抽放阶段

1#钻孔与2#钻孔开始同时抽放空巷内瓦斯, 连续抽放5天后, 空巷内瓦斯浓度无明显下降趋势, 根据相关数据推断:由于空巷内瓦斯补给源比较多, 煤壁解析瓦斯量在负压状态比较大。考虑到两个抽放孔的抽放能力达不到整个空巷抽放瓦斯的需求、对抽放方案重新进行了修改完善。

2.3 方案施行阶段

“2310回风巷过空巷瓦斯治理”最终采用进气孔与抽放孔在空巷内形成流场且保持负压的状态下, 施行“连抽带掘”的技术方案。方案分为:钻探与综掘施工、钻探与风镐施工、铜制工具施工三个阶段。在2310回风巷偏右10°施工36m与空巷打通, 作为3#钻孔。开始2#钻孔进气, 1#钻孔与3#钻孔同时抽放, 使空巷内形成流场且保持负压进行瓦斯抽放。经过3天的作业后, 2#、3#钻孔内瓦斯浓度降至15%-20%, 内外压差基本平衡。第一阶段:在巷道中心线上, 以0°方位角, 沿煤层倾角、距底板500mm施工一个22m探眼;距巷道中心线偏右500mm, 距底板500mm, 以5°方位角、沿煤层倾角施工一个22.2m探眼。钻探到位后, 检查到探眼内最大瓦斯浓度为0.04%, 综掘施工20m, 掘进断面为3.8×2.4m2。第二阶段:在巷道中心线上, 以0°方位, 沿煤层倾角、距底板500mm施工一个10m的探眼;距巷道中心线偏右500mm, 距底板500mm, 以5°方位、沿煤层倾角施工一个10.3m的探眼。钻探到位后, 检查到探眼内最大瓦斯浓度为0.08%, 切断2310回风巷全部非本安质安全电源后, 沿巷道左帮, 按现施工线以2×2m2小断面风镐施工9m。第三阶段:剩余2m准备探通时, 在救护队的现场监护下, 用铜风镐头慢慢破开直径不超10cm的小孔, 破孔后及时对孔内瓦斯进行排放, 当孔内瓦斯浓度降低至1.5%时, 逐步将孔扩大至1.5×1.5m2, 并派救护队进空巷内进行侦查。至此, 回风巷与空巷成功贯通。

3 风排瓦斯阶段

3.1 空巷侦查情况

救护队侦查到某煤矿已越界的两条上山断面均为3.3m×1.9m, 顶板采用锚杆+金属网+托板支护, 巷帮无支护, 顺槽采用木棚支护, 基本与越界煤矿提供的地测资料吻合, 整个空巷内都比较完整, 局部伪顶有冒落但不严重, 巷道内无CO、H2S、SO2等有害气体, 距贯通口下方70米最高瓦斯浓度16%, 上方60米顺槽附近最高瓦斯浓度20%, 另一条上山顺槽附近最高瓦斯浓度25%。

3.2 排放瓦斯阶段

根据救护队侦查到的实情, 矿通风区及时制定了针对性的排瓦斯方案和措施, 估算出排瓦斯量、供风量和排放时间。救护队在两条越界上山及已掘顺槽共构筑四道临时密闭 (详图2) , 整个排瓦斯路线全部断电、撤人、设警戒后, 开始瓦斯排放工作, 救护队采用“风筒 (10米一节的φ600风筒) 错口法”由外向里逐段排放的方式排瓦斯, 期间严禁“一风吹”, 全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度最大值分别为0.2%、0.1%。至此, 排放瓦斯顺利完成。

排放瓦斯路线:越界煤矿空巷→2310回风巷→三采回风下山→总回风巷→地面 (详图2)

备注:为了方便记录, 定义58.5m的抽放孔为1#孔, 迎头31.5m的探水孔为2#孔, 36米的抽放孔为3#孔。

4 结束语

利用瓦斯移动抽放泵抽放空巷内高浓度瓦斯是本次2310回风巷成功与越界煤矿空巷贯通的治本之策;在2310回风巷迎头煤壁向空巷打进气孔、抽放孔, 形成流场且保持负压, 为本次掘进、贯通提供了有力的安全条件;抽放泵一直保持工作状态, 抽放系统运行正常, 空巷内保持负压状态, 为打孔、贯通提供了安全可靠的工作条件;钻机带高压水强制冷却温度, 消除了钻机与锚网、锚杆等碰撞产生火花的隐患;在最后剩余2米贯通期间, 严格执行方案措施, 用铜质工具贯通, 消除了瓦斯事故隐患;打抽放钻孔后, 孔口用聚氨酯等高分子材料加强密封, 提高了瓦斯抽放效率, 杜绝了因空巷内外压差造成空巷内瓦斯异常涌出的状况;小孔贯通后由救护队员侦探空巷内情况, 并指挥扩孔以及下一步排放瓦斯事宜, 确保了安全管理的可靠性。

参考文献

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[4]张铁岗.矿井瓦斯综合防治技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

高瓦斯掘进工作面 篇8

裂隙系统在一定的压差条件下,有让流体( 水、气、油) 通过的性质,称为渗透性。1856年法国水利工程师达西在研究法国Dijon城的地下水资源问题时,进行了水在直立砂柱中的流动试验,创建了流体在多孔介质内流动的基本规律[1]。裂隙系统的渗透性越好,在单位时间内其通过裂隙系统的渗透流量就越大,平均渗透速率也就越高,即达西定律:

式中: K为渗透系数,cm/s; A为裂隙系统断面积,cm2;Δp/L为水力梯度或水力坡度; v为平均渗透速率,cm/s; Q为渗透流量,cm3/ s。

煤是一种孔隙—裂隙结构体,不同的煤其孔隙和裂隙尺寸、结构形式以及发育程度都会有很大的差异[2]。20世纪中期,学者们就发现煤层渗透性之间的差异是突出煤层与非突出煤层之间最主要的差异之一。前苏联东方煤矿安全科学研究所对库兹巴斯煤层渗透性的测定表明,突出煤层的原始渗透性系数平均为2. 8×10-4m D,而非突出煤层渗透性系数平均约为17. 7×10-4m D,两者相差约6倍[3]。利用突出煤体或煤层渗透性低于非突出煤体或煤层这一固有的属性来预测煤与瓦斯突出危险,成为研究瓦斯涌出动态特征连续预测煤与瓦斯突出危险的主要突破口之一。

在井下生产现场,煤体渗透性受到采掘震动等外界力量的破坏也发生了显著的变化。因此,原始煤体的渗透性不能代表受采动影响煤体的渗透性。但是前方煤体渗透性的发展状态以及发展趋势可以反映工作面前方煤体突出危险性,即利用煤体相对渗透性可以反映工作面前方煤体突出危险性。

2 试验工作面概况

实验地点选择在某矿N2709工作面,其地表高程为445 ~ 600 m,工作面标高为243 ~ 362 m,埋深为98 ~ 377 m。N2709工作面瓦斯含量为15. 08 m3/ t。

N2709工作面各巷在采取掘进条带预抽后的掘进过程中,突出危险区域分布存在明显分段性,部分区段因煤质软,抽采钻孔垮孔严重,抽采效果较差。N2709工作面运输巷共执行153轮防突措施,其中42轮出现喷孔、指标超标等异常现象; N2709西回风巷共执行72轮防突措施,其中33轮出现喷孔、指标超标等异常现象; N2709西切割巷共执行14轮防突措施,其中3轮出现喷孔、指标超标等异常现象。

3 工作面煤体相对渗透性特点

煤矿安全监控系统在工作面5 m位置的瓦斯监测数据可以准确地反映工作面真实的瓦斯涌出情况[4,5]。对N2709运输巷以及N2709西回风巷2个掘进工作面瓦斯涌出特点的考察,进行了初步探索。将工作面无采动作业时的平均瓦斯涌出视为煤体渗透瓦斯涌出。

图1 ~ 2是2条巷道掘进过程中不同突出危险程度区域,同一防突循环的不同班次工作面渗透瓦斯涌出均值变化图。由图1、图2分析发现,在有动力现象的突出危险区域,同一循环、不同班次的煤体渗透瓦斯涌出均值呈下降趋势,即渗透瓦斯涌出量逐渐减小。而在无动力现象的非突出危险区域,同一循环、不同班次煤体的渗透瓦斯涌出均值却基本不变,即渗透瓦斯涌出量变化幅度不大。

同一循环内掘进时煤体的瓦斯含量不会出现太大差异,其瓦斯涌出量应随着钻孔影响程度的减小以及前方煤体的瓦斯压力梯度增大而呈增加的趋势。在有动力现象的突出危险区域,掘进工作面的渗透瓦斯涌出不但没有增加,反而还有减小的趋势。这说明在该循环内掘进工作面煤体的渗透性呈下降趋势。

4 工作面煤体相对渗透性计算模型

掘进工作面煤体的瓦斯涌出分为瓦斯解吸涌出量Q1以及煤体渗透瓦斯涌出量Q2,当掘进工作面煤体渗透性较好时,煤体渗透瓦斯涌出量Q2占瓦斯涌出总量( Q1与Q2之和) 的比例会大于煤体渗透性较差时Q2占瓦斯涌出总量的比例,即: 煤体渗透性较好时,煤体渗透性参数A = Q2/ ( Q1+ Q2) 的绝对值较大或者其有增大的趋势,见图3。煤体渗透性较差时,煤体渗透性参数A = Q2/ ( Q1+ Q2) 的绝对值较小或者其有减小的趋势,见图4。

利用掘进工作面煤体渗透瓦斯涌出量Q2占瓦斯涌出总量比例的变化来反映掘进工作面前方煤体的相对渗透性。为了排除掘进工作面瓦斯涌出本身波动以及煤体瓦斯含量对计算结果造成的影响,将掘进工作面煤体相对渗透性计算模型作进一步的修正和统计处理,即:

式中: D为掘进工作面煤体相对渗透性参数; Q1 ,i为掘进工作面第i落煤班次的落煤瓦斯涌出量,m3;Q2 ,i为掘进工作面第i落煤班次的煤体瓦斯涌出量,m3; n1为拟计算的掘进工作面相对渗透性班次数,n1∈N; n2为掘进工作面相对渗透性比较稳定的班次数,n2∈N,n1<n2; c为相关系数。

5 现场试验验证

煤体的相对渗透性降低使得煤体内部大量瓦斯得不到合理的释放,必将造成一定量的瓦斯积聚,从而引发各种动力现象。利用某矿N2709西回风巷、N2709运输巷以及N2709西切割巷3条巷道在掘进期间不同突出危险区掘进工作面煤体相对渗透性的外在表现,来证明煤体相对渗透性对掘进工作面突出危险性的影响。

5. 1 高瓦斯区域从无动力现象进入有动力现象时煤体渗透性特点

在N2709西回风巷掘进0 ~ 90 m时,工作面一直没有发生动力现象,但当掘进到第90 m位置时,煤体出现严重的喷孔现象,施工局部防突措施孔喷孔率高达100% ( 19个措施孔都出现喷孔) 。该处煤体实测可解吸瓦斯含量一直为10 ~ 13 m3/ t,可以初步认为此处的瓦斯含量变化不大,但是其煤体的相对渗透性却发生了显著的变化,即长时间处于低透气性状态,见图5。

5. 2 低瓦斯区域从无动力现象进入有动力现象时煤体渗透性特点

N2709西切割巷瓦斯预抽时间较长,预抽时间普遍超过9个月,使得该区域掘进期间煤体的可解吸瓦斯量在4 ~ 6 m3/ t内波动,表明此时煤体的瓦斯含量是比较低的。但在巷道掘进到第71 m处时,巷道发生了喷孔现象,喷孔率约为11% ( 19个措施孔中有2个出现喷孔) 。通过对该区域掘进时瓦斯涌出特征的分析发现,此次喷孔的主要原因在于该区域煤体的相对渗透性发生了显著的变化,即长时间处于低透气性状态,见图6。

5. 3 高瓦斯安全区域煤体渗透性特点

在N2709西回风巷50 m处的煤体可解吸瓦斯含量一直为8 ~ 12 m3/ t,但在该区域掘进期间没有发生过任何动力现象。该区域内,煤体相对渗透性一直处于良好状态,使该区域瓦斯含量较高,但依然没有发生动力现象,见图7。

上述实例说明,煤与瓦斯突出危险性与掘进工作面煤体相对渗透性密切相关。在瓦斯含量较高的区域,只要煤体相对渗透性较好,其突出危险性依然较低; 反之,即便该区域煤体瓦斯含量不高,倘若煤体的相对渗透性不佳,依然有发生突出危险的可能。

6 结语

1) 分析了掘进工作面突出危险性与煤体相对渗透性之间的关系。

2) 分析了煤体相对渗透性变化时掘进工作面瓦斯涌出的外在表现,并建立了掘进工作面煤体相对渗透性参数的计算模型。

高瓦斯掘进工作面 篇9

宏远煤矿开采山西组15#煤层。煤层位太原组下段, 煤层平均厚度4.5 m, 区域上比较稳定。煤层底板标高840~1 240 m, 埋深500~632 m, 顶板一般为泥岩、砂质泥岩, 底板为黑色泥岩、粉砂岩, 老底为中细粒砂岩。煤层含夹矸0~3层, 一般1层, 厚1.4 m, 属结构简单至较简单煤层。煤层倾角0°~5°, 平均倾角3°, 属缓倾斜煤层, 井田内各采区煤层产状变化较大。层总体走向北北东的单斜构造, 局部波状起伏, 工作面整体东高西低。

煤层瓦斯含量最小10.43 m3/t, 最大12.12 m3/t, 平均10.5 m3/t。瓦斯压力最小0.21 MPa, 最大0.69 MPa, 平均0.45 MPa。煤层透气性比较差, 属于较难抽采类型。

150103运输顺槽属于近水平巷道, 地质构造比较简单, 按照现有资料该地段没有发现落差大于3.5 m的断层和直径超过30 m的陷落柱构造存在。该地段采用密集型顺层抽采钻孔进行瓦斯的抽采。

工作面可解吸瓦斯含量最小10.43 m3/t, 最大23 m3/t, 平均14 m3/t。根据含量特征, 该工作面可能具有突出危险。煤层透气性差。

150103运输顺槽独头通风, 风量Q=560 m3/min, 断面面积S=18.4 m2。风速V=0.51 m/s, 瓦斯浓度为0.04%。

150103运输顺槽第一区域钻孔瓦斯抽采情况。

瓦斯抽采方法:顺层扇形密集型预抽。

在150103运输顺槽巷道迎头布置39个孔径为94 mm的预抽钻孔, 巷道方位角为218°, 钻孔布置三排, 第一排离巷道底板1.6 m, 倾角按+6°~-5°施工13个预抽钻孔, 每孔孔距0.4 m, 孔深为120 m。第二排离巷道底板1.2 m, 倾角按+6°~-5°施工。第三排离巷道底板0.8 m, 倾角按+6°~-5°施工。

该工作面第一区域于2012年12月开始施工钻孔预抽, 预抽时间为5个月, 预抽钻孔, 瓦斯抽采量为1.0 m3/min左右, 预抽后瓦斯含量为6.2 m3/t。

正头布置30个预抽钻孔, 瓦斯抽采量为1.0 m3/min左右。

150103运输顺槽工作面将于距离巷道开口位置116 m处进行CO2预裂增透瓦斯抽采技术方案实施, 钻场布置如下:150103运输顺槽宽5.0 m, 钻场长4 m, 宽4.0 m, 高3.6 m, 钻场左右布置错距为20 m。

2 实施CO2预裂增透瓦斯抽采技术的意义和必要性

瓦斯抽采是煤矿瓦斯治理的根本途经, 也是最重要的手段。由于我国煤矿大部分煤层属于低透气性煤层, 本煤层瓦斯抽放较为困难。对单一煤层, 目前所采取的措施主要是密集钻孔和长时间抽采, 抽采成本极高。在透气性较好的煤矿, 本煤层瓦斯抽采也存在同样的问题。因此, 提高低透气性煤层的瓦斯抽采效率已成为共性问题, 是亟待解决的技术难题。另外, 在瓦斯透气性较好的煤矿 (井田) , 迫切需要开发成本更低、效率更高的瓦斯抽采新技术和新工艺, 提高瓦斯浓度和增加抽采量。

瓦斯既是煤矿安全的元凶, 但也是宝贵的清洁能源。要实现瓦斯抽采量最大化和瓦斯利用率最大化, 关键在于提高煤层透气性, 增加瓦斯抽采浓度和流量。

提高煤层透气性的途径目前常用的有两种方法:一是开采解放层;二是地面钻孔水力压裂。对于宏远矿区的单一煤层, 无法实施开采解放层增透技术;采用地面打钻压裂技术是一种提高煤层透气性的有效方法, 但抽采时间长, 有时受地面环境影响, 合理的钻孔位置选择较困难。

CO2预裂煤层增透技术是提高低渗煤层瓦斯抽采率的新工艺和新技术。该技术工艺简单、可靠易行、安全、综合成本较低, 可大幅度提高瓦斯抽采率和抽采速度, 降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力, 有效消除煤与瓦斯突出危险性。应用和推广这一技术, 可以使我国高瓦斯煤矿早日实现煤、气安全高效共采。二氧化碳炮爆破原理:在爆破孔内装入预先注入液态二氧化碳的爆破管, 并将其与低压起爆器连接;接通电流引爆爆破管的起爆头后, 管内二氧化碳迅速从液态转化为气态。当爆破管内气态二氧化碳压力达到预设压力时, 释放头内的破裂盘被打开, 二氧化碳气体透过排放孔迅速向外爆发, 瞬间产生强大的膨胀能破碎煤体, 从而达到爆破效果。

二氧化碳爆破在国际上发展历史较长, 主要用于井下煤炭开采、地面建筑拆迁、大块石料破碎、水泥窖炉和煤仓清堵等, 煤炭开采则以增加块煤率, 提高煤炭价格为目的。这类二氧化碳炮只有4 m长, 仅适用于局部爆破作业, 但不适合我国低渗煤层预裂增透抽采。国内外现有的煤层压裂增透技术主要包括水力压裂、空气致裂、炸药预裂等, 但这些技术存在诸多缺陷, 低渗煤层增透效果不理想。

在国内, 经过长期技术攻关和现场试验, 用于煤层预裂增透的“CO2煤层预裂器”和相关技术基本成熟。由于CO2预裂器具有物理爆破的特点, 无明火, 预裂全过程均在煤层深孔中、孔口密封情况下进行, 人员也已远离现场, 因此也可称其为本质安全型预裂增透器。

3 CO2预裂增透瓦斯抽采技术方案

3.1 CO2预裂增透瓦斯抽采预期目标

1) 使预裂区产生大量裂隙, 改变掘进面前方局部地应力状态, 有效消除煤与瓦斯突出危险性。

2) 大幅增加煤层渗透性, 提高抽采浓度和抽采效率, 快速降低煤层瓦斯含量和压力, 消除突出危险性, 保障突出掘进工作面快速掘进。

3.2 CO2预裂增透瓦斯抽采技术方案

3.2.1 CO2预裂增透成孔技术要求

麻花钻干式钻井成孔。钻头直径94 mm, 钻杆直径89 mm, 孔深80 m。钻孔技术要求:施工过程采用慢速推进, 孔身直、内壁光滑、孔内干净。严格控制钻孔方位角、倾角, 避免与邻近孔打穿或者距离太近, 防止预裂的时候高压气体从邻近孔喷出, 影响预裂效果。为防止塌孔, 预裂当天成孔或提前一天成孔为好。

3.2.2 150103运输顺槽钻孔瓦斯监测记录表

3.2.3 预裂施工管理 (表1, 表2)

4 预裂增透瓦斯抽采效果评价及意义

4.1 瓦斯抽采参数考察

监测地点:150103运输顺掘进头。

监测对象:150103运输顺槽掘进头预抽钻孔和预裂孔。

测试参数:瓦斯浓度、抽放负压、孔板压差。

考察参数:瓦斯浓度、抽放负压、压差、孔板系数、混合流量、纯瓦斯流量。爆破预裂后要保证抽采钻孔浓度一个月内不低于30%。

测点密度:2次/天。

考察方法:每天监测点专人实测和记录, 专用记录本, 升井后转录计算机, 当天计算抽采纯量等数据, 每10 d小结一次, 最少观察60 d数据, 能保留两侧钻场预抽孔预抽时间100 d更好, 数据要定时上报项目组长。

4.2 煤层瓦斯含量考察

由于CO2预裂后工作面原始状态破坏, 封孔难度很大, 无法进行瓦斯压力考察。建议进行瓦斯含量考察。

考察参数:瓦斯含量。

考察方法:CO2预裂前、后实测瓦斯浓度及含量对比法。

含量实测时间、地点安排:

预裂前:在150103运输顺槽迎头分别布置2个瓦斯含量测点。采样深度15 m, 进行现场解吸和实验室残余量测试, 计算瓦斯含量。

预裂后:预裂后30 d, 预裂后每2 d在上述2个瓦斯含量测点附近选点, 孔深15 m, 采样测试瓦斯含量。

比较本项技术措施前后瓦斯含量的变化, 评价预裂效果。

4.3 增透预抽前后K1值对比

增透预抽前在工作面迎头打钻测K1值, 预裂后30 d在工作面迎头测K1值, 对两次数据进行比较 (如表4) 。

通过上述数据表明:

1) 实施CO2预裂大幅提高瓦斯抽采浓度和抽采率, 快速降低煤层瓦斯含量, 使高瓦斯煤层变为低瓦斯煤层, 减少瓦斯爆炸事故, 保障安全开采。

2) 大幅提高瓦斯抽采率, 快速降低煤层瓦斯压力, 消除突出危险, 减少突出事故, 保障突出工作面安全掘进和开采。

3) CO2预裂后, 使煤层产生大量裂隙, 使煤层地应力重新分布, 应采取措施消除局部高应力状态, 起到消突效果, 保障突出工作面安全掘进和回采。

4) 抽出瓦斯可以直接民用。高瓦斯煤矿CO2预裂后的瓦斯抽采浓度到达30%以上, 部分70%以上, 经提纯后用于汽车燃料, 实现瓦斯的变害为利。

5) CO2预裂增透瓦斯抽采技术不仅给煤炭企业带来巨大的经济效益, 社会效益更大。在解决安全难题的前堤下对环保低碳、能源开发利用等有重大意义, 附合国家的产业政策。