浅孔抽放

2024-09-18

浅孔抽放(共4篇)

浅孔抽放 篇1

鹤壁八矿为煤与瓦斯突出矿井, 矿井开拓方式为立井、斜井混合式开拓, 矿井核定生产能力为81万t/a。二1煤层为主采煤层, 平均煤厚6.75 m, 煤层倾角平均24°。煤层伪顶为0~1.0 m的黑色泥岩, 直接顶为砂质泥岩, 平均厚6.28 m, 基本顶为砂岩, 中厚层状, 成分以石英为主, 平均厚9.81 m;伪底厚0~1 m, 黑色泥岩, 直接底为灰黑色砂质泥岩, 平均厚3.69 m, 基本底为砂岩, 灰褐色中厚层状, 成分以石英长石为主, 平均厚13.95 m。

目前, 矿井开采水平是-460 m, 煤层瓦斯含量为13.5~18.6 m3/t, 瓦斯压力为1.1~1.7 MPa;矿井始突标高为-260 m, 地面标高为+150 m左右。2007年, 矿井绝对瓦斯涌出量为38.08 m3/min, 相对瓦斯涌出量为20.03 m3/t;煤尘具有爆炸性, 煤尘爆炸指数为14.47%~16.54%。

1 问题的提出

2002年8月, 鹤壁八矿经煤炭科学研究总院抚顺分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井以来, 煤巷掘进工作面防突措施主要经历了3个阶段。第1阶段 (2004年前) , 矿井开采深度为-350 m水平, 矿井瓦斯涌出量小, 煤层突出危险性较小, 煤巷掘进工作面主要采取打排放孔防突措施, 效果比较明显。第2阶段 (2004—2006年) , 矿井开采深度到-400 m水平, 煤巷掘进工作面主要采取高压注水防突措施, 大大减少了防突措施钻孔数量, 降低了工人的劳动强度, 注水消突效果较为明显。第3阶段 (2006年以后) , 矿井开采深度达到-460 m水平, 随着矿井开采深度的增加, 煤质变软, 煤层透气性差, 瓦斯涌出量越来越大, 煤层突出危险性越来越大, 煤巷掘进工作面效果检验指标超限频繁, 严重制约了煤巷掘进的速度, 影响了采煤工作面的正常接替。因此, 提出在煤巷掘进工作面试验浅孔抽放技术, 配合边掘边抽防突措施, 取得了较好的效果。

2 浅孔抽放防突技术

2.1 掘进工作面概况

掘进31011工作面运输巷采用浅孔抽放防突技术施工, 工程量为560 m, 采用2.9 m×3.6 m的U型棚支护, 棚距0.7 m, 净高2.9 m, 下净宽3.6 m, 全断面铺菱形网, 每棚14块背板, 3根铁拉杆, 按中线沿煤层顶板施工。该工作面煤层赋存稳定, 煤层走向南北, 倾向为西东, 煤层厚度6 m, 煤层倾角平均为27°, 煤的特征为黑色致密块状, 金属光泽, 条带状结构, 松软易粉碎。掘进巷道标高为-465 m。

经测定, 31011工作面运输巷煤层瓦斯含量为13.7 m3/t, 瓦斯压力为1.3 MPa。

2.2 浅孔抽放钻孔布置

31011运输巷共布置48个浅孔抽放钻孔, 每个钻孔深度为10 m, Ø89 mm。31011工作面运输巷10 m以内设置一个集气箱, 一端与Ø200 mm聚乙烯抽放管连接, 另一端与浅孔抽放钻孔快速封孔器连接, 浅孔抽放钻孔及其连接如图1所示。

施工浅孔抽放钻孔时, 先施工最下一排钻孔, 由下向上逐排施工, 施工一排钻孔, 用快速封孔器进行封孔带抽, 直到最后一排钻孔带抽完毕。最后一个钻孔带抽时间不得少于12 h。

2.3 边掘边抽防突措施

边掘边抽措施为浅孔抽放防突技术的配套措施, 31011运输巷每隔40 m沿巷道上帮、下帮各布置一个抽放钻场, 上帮、下帮钻场间距5 m, 每个钻场布置4~6个抽放钻孔, 孔深50 m, Ø94 mm, 钻孔超前工作面距离始终保持10 m以上, 上帮钻场钻孔控制掘进巷道轮廓线外8 m, 下帮钻孔控制掘进巷道轮廓线外5 m。

2.4 浅孔抽放钻孔抽放情况

31011运输巷集气箱与Ø200 mm聚乙烯抽放管之间设置有控制闸门及孔板, 测定瓦斯浓度及抽放混量、负压等参数。经统计, 31011运输巷48个钻孔带抽后, 瓦斯浓度为10%~18%, 每个循环抽出瓦斯纯量为600~800 m3, 减少了掘进工作面的瓦斯涌出。

2.5 效果检验

(1) 检验孔的布置。

在31011煤巷掘进工作面打3个Ø42 mm检验孔, 其中J1孔深6.2 m, J2、J3孔深为7 m, 效果检验孔控制到巷道两帮轮廓线外2 m, 其布置如图2所示。

(2) 效果检验要求。

使用Ø42 mm钻杆打效果检验孔, J1孔在1.2~2.2, 3.2~4.2, 5.2~6.2 m段和J2、J3孔在2~3, 4~5, 6~7 m段分别测定1 m钻屑量S和瓦斯涌出初速度q, 测量气室长度为1 m。

(3) 效果检验方法。

效果检验方法采用R指标法, 按公式R= (Smax-1.8) (qmax-4) 进行计算:①若R≥6或q≥4.5 L/min为有突出危险工作面, 效果检验有突出危险时, 在突出指标超限效果检验孔周围打6~8个Ø42 mm、深10 m的排放孔, 然后再进行效果检验, 直至消除突出危险;②若R<6且q<4.5 L/min为无突出危险工作面, 效果检验无突出危险时, 允许掘进4.2 m。

3 应用效果

31011运输巷采用浅孔抽放防突措施后, 掘进工作面回风流瓦斯浓度大幅度下降, 由原来的0.6%~0.7%降到0.3%~0.4%, 保证了掘进工作面的安全掘进。

31011运输巷采用超前排放孔或高压注水措施, 效果检验指标经常超限, 掘进速度25 m/月左右;2007年1月开始, 31011运输巷采用浅孔抽放技术配合边掘边抽防突措施, 效果检验指标明显下降, 掘进速度提高到48 m/月左右, 保证了采煤工作面的正常接替。

4 存在问题

(1) 防突钻具单一, 施工防突钻孔困难, 打钻时出现夹钻、顶钻、喷孔、响煤炮现象, 影响打钻速度及深度, 一般孔深只能打10~13 m。下一步将对防突钻具进行改进, 钻孔深度力争突破15 m。

(2) 浅孔抽放封孔器封孔深度浅, 存在漏气现象, 影响抽放效果, 目前已对封孔器进行了改进。

(3) 浅孔抽放钻孔数量多, 工人劳动强度大, 应进一步试验研究, 将钻孔数量减至最佳。

摘要:鹤壁八矿在突出煤巷掘进工作面采用浅孔抽放技术, 降低了掘进工作面的瓦斯涌出, 减少了瓦斯突出指标超限次数, 保证了巷道的安全掘进。

关键词:突出煤巷,浅孔抽放,突出指标,防突技术

浅孔抽放 篇2

131051工作面概况

31051工作面位于矿井井田三水平一采区, 东以设计运输巷为界与3103回风巷相邻, 南以切眼为界与北翼总回风巷相邻, 西以回风巷为界与31052回风巷相邻, 北以设计终采线为界与-340 m轨道巷相邻;工作面标高为-250~-315 m, 埋藏深度477.0~559.5 m。煤层走向NW10~20°, 倾向NE, 倾角8~15°, 平均煤厚7.9 m;工作面平均长度130 m, 推进长度为305 m, 面积39 650 m2, 可采储量为122 122 t。采用倾斜长壁采煤法, 高档普采采煤工艺, 全部垮落法控制顶板。

2采煤过程中瓦斯涌出量增大的原因

2007年9月, 采煤一队到31051工作面进行采煤作业。在此之前公司抽放队已在工作面回风巷及中切眼打瓦斯抽放钻孔37 908.5 m, 预抽12个月抽放瓦斯量488万m3。但采煤一队在采煤过程中发现其上隅角瓦斯经常处于临界状态, 由于该工作面采用了瓦斯—电闭锁装置, 瓦斯浓度达到临界值时工作面电气设备便跳闸。跳闸频率较高, 严重制约了工作面的安全生产。

经分析, 瓦斯涌出量增大原因:①煤质细密、煤层透气性差, 虽然该工作面吨煤钻孔量、预抽期均符合《煤矿安全规程》的规定, 但由于煤质细密、煤层透气性差等原因, 导致煤层中仍吸附着大量瓦斯。②采煤机在破煤过程中, 煤层的原有应力平衡被破坏, 在煤壁前方的煤休内, 产生3个应力带, 即卸压带、集中应力带和原始应力带 (图1) 。在卸压带 (长度一般为3~5 m) 中, 煤层的透气性增大, 地应力和瓦斯压力都大大降低, 大量吸附在煤层中的瓦斯都沿着煤层的裂隙释放到工作面, 从而导致工作面瓦斯涌出量增加, 上隅角瓦斯浓度超限。

3浅孔抽放技术的工作原理

针对在采煤工作面采煤过程中瓦斯涌出量增大的难题, 积极探索瓦斯抽放新工艺、新方法, 采取了在工作面实施浅孔抽放, 有效治理了工作面瓦斯, 保证了工作面的安全生产。

3.1工作原理

如图2所示, 在工作面回风巷铺设一趟Ø150 mm的聚乙烯抽放管至上隅角, 在Ø150 mm抽放管上安装一个闸门和一个孔板流量计, 然后在切眼内用Ø100 mm的钢丝带作抽放管, 最后在煤壁上打孔, 穿透整个泄压带。打好钻孔后用封孔器及时封孔, 每4个孔一组, 及时与切眼内的Ø100 mm束管直通连接, 直通与Ø100 mm钢丝带连接, Ø100 mm钢丝带再与回风巷Ø150 mm抽放管连接, 利用井下移动泵站将泄压带的瓦斯抽出, 从而达到降低工作面瓦斯涌出量的目的。

3.2抽放工艺及设备

(1) 浅孔抽放钻孔布置。

根据工作面采煤期间瓦斯涌出量较大, 泄压带平均长度为3~5 m, 工作面平均长度为130 m的实际情况, 布置钻孔85个, 钻孔分上下2层, 上层孔距顶1 m, 下层孔距顶1.5 m, 孔间距为1.5 m, 孔径95 mm, 孔深为6 m, 正好穿透整个泄压带。

(2) 浅孔抽放工艺。

浅孔抽放钻孔施工首先采用风动钻头在工作面按设计要求打好钻孔, 然后用ZF型自动封孔器进行封孔。该封孔器为胶皮膨胀式, 具有封孔时间短、封孔严密、能多次反复使用, 封孔器的位置和深度可调节且拆装方便等特点。用封孔器封好钻孔后, 用Ø25 mm的高压胶管连接, 每个孔安装一个Ø25 mm的快速闸门, 并将高压胶管与束管直通相连, 每4个孔为一组。瓦斯通过井下移动瓦斯泵站带抽, 瓦斯泵为CBF510-200型水环式真空泵, 该泵额定流量为200 m3/min, 功率为250 kW, 完全能够满足工作面瓦斯抽放的需要。在打浅孔抽放钻孔的同时, 在每个抽放孔附近 (一般在0.5~1.0 m) , 向煤体内注入高压水来疏松和湿润煤体, 起泄压、释放瓦斯和改变煤体力学性质作用。工作面前方煤体注水过程中, 当注水速度大于煤层吸收水分速度时, 水楔能使煤体破裂, 扩大原有裂隙, 并形成新的裂隙, 煤层泄压, 透气性增大, 煤层瓦斯得到更好地释放, 更有利于浅孔抽放。在生产过程中, 该工作面实行“三八”工作制, 在16:00班检修时进行打孔带抽一小班 (8 h) , 能满足0:00班和8:00班2个班的生产需要。随着工作面的推进, 定期安排人员拆移回风巷的Ø150 mm抽放管, 检查抽放管是否漏气、放水, 并及时观测抽放管内的瓦斯浓度、负压、流量等技术参数。

4浅孔抽放实验及效果分析

浅孔抽放 篇3

平顶山矿区由于受成煤因素影响, 煤层节理、裂隙不发育, 主采煤层透气性差。随着矿井采掘深度的增加, 煤层突出危险性在不断加大。研究表明, 矿井瓦斯抽放不但能抽采煤层瓦斯, 降低瓦斯涌出量, 而且还是防止煤与瓦斯突出的重要措施。然而由于受到煤层透气性的影响, 在实际生产过程中煤层瓦斯抽放的数量达不到安全生产的要求。利用工作面前方采动煤体卸压增透效应, 应用卸压区浅孔抽放技术取得了良好效果, 该技术对解决低透气性煤层回采过程中的瓦斯问题具有重要的指导意义。

1工作面概况

戊9, 10-20210采面在北翼戊组中区, 为二叠系石盒子组, 埋深860~1 000 m。戊9, 10煤层顶板为砂质泥岩, 底板为0.3 m厚夹矸、戊11煤和砂质泥岩, 倾角上陡下缓, 倾角10~15°, 平均11°。煤厚3.8~4.5 m, 平均厚度4.2 m。戊9, 10煤层瓦斯压力最大1.45 MPa, 最小0.78 MPa, 煤层瓦斯含量11.2~14.65 m3/t, 处于预测突出危险带, 有较高的突出危险性。

2卸压浅孔抽放瓦斯防突机理分析

2.1煤层卸压瓦斯运移状态分析

煤层开采后, 在工作面前方应力分布依次为卸压区、应力集中区和原始应力区 (图1) 。由于煤体内部至煤壁间存在着瓦斯压力梯度, 加之工作面开采时, 在矿山压力作用下, 工作面前方煤体应力平衡状态遭到破坏, 瓦斯沿卸压带的裂隙向工作面涌出。研究表明:在支承压力的作用下, 工作面前方不同位置煤体渗透系数变化很大, 表现为矿压显现对煤岩体中卸压瓦斯的运移有很大影响[4]。煤壁前方支承压力 (σ1) 为:

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式中, p0为支架对煤壁的反力, MPa;f1为煤层与顶底板接触面间内摩擦系数;x为距煤壁的距离, m;m为开采厚度, m;φ为煤体内摩擦角, (°) 。

工作面推进过程中, 前方煤体支承压力及渗透系数均处于交替变化之中, 而煤层渗透系数 (K) 与煤体状态有直接关系, 即:

K=A1exp (-A2σ1) (2)

式中, A1, A2为实验回归系数。

将式 (1) 代入式 (2) 得:

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根据式 (3) 可得采场前方煤体支承压力及渗透系数随工作面距离变化曲线 (图1) 。

(1) 工作面距煤壁前方0~7

m为应力降低区, 如图1中的Ⅰ区。该区煤层承受的压力减小, 使煤体破碎、强度降低和裂隙发育、渗透性增高;同时, 煤层中瓦斯解析加强, 部分吸附瓦斯变为游离瓦斯, 产生“卸压增流效应”。

(2) 工作面前方7~15

m为应力急剧增高区, 如图1中的Ⅱ区。该区因支承压力作用, 使煤岩体裂隙和孔隙受挤压而收缩、封闭, 煤岩体透气性降低, 改变了瓦斯的正常涌出特性, 潜伏着高能瓦斯压力和数倍于原始应力的地应力。

(3) 工作面前方15~25

m范围为应力缓慢降低区, 如图1中的Ⅲ区。在该区内支承压力达到峰值以后, 逐渐趋于下降, 煤体裂隙和孔隙封闭、收缩, 渗透系数变化梯度逐渐减小, 瓦斯正常涌出特性改变, 致使瓦斯流量趋于减小。

(4) 工作面前方25

m以远的范围为应力稳定区, 如图1中的Ⅳ区。该区煤岩体未受采动影响, 渗透系数变化趋于平稳, 钻孔瓦斯涌出量按负指数规律自然衰减。

2.2卸压浅孔抽放瓦斯防突机理

极限平衡区 (图1中Ⅰ、Ⅱ区) 煤体中的应力状态、瓦斯量大小, 尤其是卸压区的长短及其承载能力, 对煤与瓦斯突出有较大影响。卸压区的存在, 一方面渗透性急剧提高, 有利于瓦斯释放, 另一方面在工作面与集中应力区之间构筑一安全屏障。研究表明:卸压区的大小决定了煤体中储存的弹性潜能和瓦斯内能是否能够释放, 突出是否能够形成, 如果采掘面前方始终存在一定宽度的卸压区, 就不会发生动力现象。

随着工作面的推进, 由于集中应力的转移较缓慢, 当卸压区的宽度不足以抵抗集中应力时, 便发生煤与瓦斯突出事故。如果能将钻孔终孔打入应力集中区一定深度, 使应力集中区内的瓦斯及其潜能得以有效释放, 迫使应力集中区前移, 人为增加卸压区宽度, 使其足以抵抗集中应力, 则可以降低或消除突出危险。

3浅孔抽放钻孔布置参数的确定

3.1钻孔深度

钻孔深度一般应穿过工作面前方的卸压带, 进入极限应力平衡区 (与区域边界相距1~2 m) , 该区宽度一般可由式 (4) 确定[5]。

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式中, X0为极限平衡区宽度, m;k为应力集中系数;γ为覆岩平均容重, kg/m3;H为开采深度, m;C1, C2为煤层与顶底板接触面之间及煤体本身的黏聚力, MPa;f2为接触面及煤体的摩擦系数;σc, σt为煤体的单轴抗压及抗拉强度, MPa。

由式 (4) 可知, 极限应力平衡区宽度与开采深度、开采厚度等均有密切关系, 一般采煤工作面前方的卸压带宽度为7 m左右, 极限应力平衡区宽度为7~25 m, 所以采煤工作面浅孔动压抽放的钻孔深度为24 m。

3.2钻孔间距

钻孔间距取决于钻孔的抽放半径, 其决定了钻孔布置方式、钻进工程量和抽放效果。抽放半径随时间的变化而改变, 抽放时间越短, 抽放半径越小, 反之越大。根据测定结果, 十矿煤层的抽放半径随时间的变化如图2所示。

一般最后一个抽放钻孔的抽放时间不少于120 min, 则煤层的抽放半径为0.784 m, 合理的钻孔间距为1.5 m。

3.3抽放时间

在回采工作面塑性极限应力带内, 煤层裂隙发育, 透气性增大, 钻孔流量明显增高。煤层抽放效果不但取决于钻孔抽放流量, 而且取决于抽放时间。如抽放时间较长, 会影响工作面的正常生产;如抽放时间过短, 不但造成钻孔的浪费, 而且也达不到必需的抽放效果。因此, 应合理确定钻孔的抽放时间。

钻孔的抽放时间主要取决于钻孔流量衰减情况, 根据实测的钻孔流量衰减指标即可确定钻孔的抽放时间。抽放时间分为最短抽放时间和最长抽放时间, 根据观测和计算结果, 该工作面当钻孔间距1.5 m时, 煤层的最短抽放时间为120 min, 最长抽放时间为480 min。

3.4钻孔直径

一般而言, 增大钻孔直径, 可以提高钻孔的抽放量, 但孔径加大, 不利于钻孔施工, 并且发生突出的概率也随之增加。

采煤工作面浅孔动压抽放钻孔要穿过工作面前方的卸压区, 进入应力集中区, 所以钻孔直径不宜超过100 mm, 钻孔直径为75~100 mm最为合适。该工作面钻孔直径为89 mm。

3.5钻孔抽放负压

对于采煤工作面浅孔抽放瓦斯, 工作面前方极限应力平衡区内煤层经受了支承压力的作用, 产生了大量的裂隙并相互贯通, 煤体发生膨胀, 透气性大大提高。因此, 抽放负压起着重要作用, 抽放负压越大, 越有利于抽放。

由于浅孔抽放的钻孔封孔深度一般在1 m左右, 处于工作面前方的卸压带内, 并且浅孔抽放主要采用软管连接, 负压过高容易导致钻孔周围漏气以及引起软管吸扁, 这样会影响抽放效果。根据工作面超前抽放的经验, 抽放负压不低于6.4 kPa即可。

4防突效果

根据浅孔抽放瓦斯机理及相应的钻孔布置原则, 戊9, 10-20210工作面采用Ø89 mm、深24 m、间距1.5 m的浅孔进行抽放瓦斯。在此期间, 钻孔抽放浓度在15%~25%, 抽放混合流量达20 m3/min, 抽放纯流量4~5 m3/min, 工作面最高月产达到7.2万t, 月抽放瓦斯30.5万m3, 采面抽放率在29.1%以上 (表1) , 杜绝了瓦斯超限和煤与瓦斯突出事故。

5结语

(1) 卸压区浅孔抽放瓦斯技术的机理是, 将钻孔终孔打入应力集中区一定深度, 使应力集中区内的瓦斯及其潜能得以释放, 并增加卸压区宽度, 从而降低或消除突出危险。

(2) 采用Ø89 mm、孔深24 m、间距1.5 m的浅孔抽放瓦斯技术, 减少工作面瓦斯涌出量, 降低了回风流及上隅角的瓦斯浓度。

(3) 卸压区浅孔抽放瓦斯技术可提高瓦斯抽放率和正规循环率, 保障了低透气性煤层工作面的安全生产, 取得了良好的经济和社会效益。

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]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[3]中华人民共和国国家发展和改革委员会.煤矿瓦斯治理与利用总体方案[EB/OL].[2005-06-22]http://www.ndrc.gov.cn/zcfb/zcfbtz/zcfbtz2005/t20050714_35793.htm.

[4]李树刚, 林海飞, 成连华.综放开采支承压力与卸压与瓦斯运移关系研究[J].岩石力学与工程学报, 2004, 23 (19) :3288-3291.

浅孔抽放 篇4

关键词:卸压区,突出工作面,浅孔抽放

2007年10月7日, 郑煤集团裴沟矿二1煤层曾发生一次煤与瓦斯突出, 突出地点位于32031工作面抽采巷, 掘进进尺160 m位置处, 底板标高-186 m, 垂深398 m。突出煤量约400 t, 突出瓦斯量约3.67万m3。该工作面在回采过程中频繁出现瓦斯超限现象, 严重影响了工作面安全生产。因此, 如何提高抽放效果, 杜绝煤与瓦斯突出事故, 降低回风流瓦斯浓度成为整个生产工作的重中之重。利用工作面前方煤体受采动卸压后透气性显著提高这一特性, 应用卸压区浅孔抽放技术, 取得了良好效果, 对解决低透气性煤层回采工作面生产过程中的瓦斯问题具有实际意义。

根据采煤工作面前方矿压分区原理, 在工作面前方, 应力分布依次为卸压区、应力集中区和原始应力区。在卸压区, 部分吸附瓦斯变为游离瓦斯。在应力集中区, 潜伏着高能瓦斯压力和数倍于原始应力的地应力。卸压区的存在, 一方面有利于瓦斯释放, 同时在工作面和集中应力区之间构筑一安全屏障。随着工作面的推进, 由于集中应力的转移较缓慢, 当卸压区的宽度不足以抵抗集中应力时, 便发生煤与瓦斯突出事故。因此只有加深排放钻孔, 并在打钻过程中摸清工作面前方应力分布规律, 让钻孔终孔位置进入应力集中区一定深度, 使应力集中区内的瓦斯和瓦斯潜能得以有效释放, 迫使应力集中区前移, 人为增加卸压区宽度, 使其足以抵抗集中应力, 从而实现降低或消除突出危险的目的。

1 工作面浅孔抽放机理

1.1 煤层界面的应力分布状态

煤矿井下采矿作业破坏了原始地层的应力平衡状态, 使煤体中的应力重新分布。一般情况下, 在采掘空间形成的较短时间内, 首先在采掘空间界面附近形成较高的集中应力 (又称支撑应力) , 当集中应力值达到煤体的强度极限后, 该部分煤体首先发生屈服变形, 使集中应力向煤体深部传播, 经过一定时间后, 形成卸压区 (应力松弛区) 、应力集中区和原始应力区, 如图1所示, 在这3个区中, 煤体所受应力和变形性质各有差异[1]。

由于塑性区和卸压区中的煤体经受了峰值应力的作用, 超过了煤体的最大承受能力, 这一区域内的煤体处于极限应力状态, 而其通常只能承担一部分集中应力, 大多数情况下, 紧靠采掘空间卸压区中的煤体甚至难以承载一般的原岩应力。

在含瓦斯煤体中, 极限状态区煤体中的应力状态、瓦斯量大小, 尤其是卸压区的长短及其承载能力, 对煤与瓦斯突出有较大影响。实践表明:倘若在采掘面前方始终存在一定宽度的卸压区, 就不会发生动力现象。

1.2 卸压区煤体稳定性分析及其安全宽度的确定

(1) 卸压区煤体安全宽度确定。

为了便于讨论, 如图1取卸压区AEFD为分离体[1,2,3], 对其进行受力分析, 有∑Fx=0, 即:

2∫undefinedτxydx-m (σx+p) =0 (1)

式中, x0为煤巷卸压区宽度;τxy为xy表面剪切应力;m为煤层厚度;σx为x方向剪切应力, p为瓦斯压力。

τxy=σytanφ+C (2)

式中, σy为地应力;φ为煤体内摩擦角;C为煤层或软分层的黏结力。

将σx= (σT/σ0) ·σy-σT (其中, σ0为单轴抗压强度, σT 为抗拉强度) 代入式 (1) , 整理可得:

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式中, H=σT/σ0;m为煤层厚度。

将τxy代入, 并求解可得:

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因此, 式 (4) 即为卸压区中煤体稳定性的条件。

若undefined

则卸压区中煤体将产生破坏, 形成煤与瓦斯动力现象。所以, 从卸压区煤体稳定性条件出发, 卸压区的安全宽度为:

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式中, A为侧压系数。

由式 (6) 可以看出, 卸压区的安全宽度x0与煤层 (或软分层) 厚度m、地应力σy, 瓦斯压力p成正比;与煤体强度σT成反比。m、σy、p值越大, x0 值也越大, 反之, 则可适当减小。另外, 当σT值减小时, x0 值应增大才能确保安全。

(2) 卸压区和煤与瓦斯动力现象之间的关系。

由推导可知, 卸压区煤体稳定性的条件为[4]:

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式中, M=CA0cotφ;B=2tanφ/mA0。

根据现场实践表明:当煤巷卸压区中的煤体受到破坏时, 往往导致动力现象的发生。因此, 在煤巷中, 煤与瓦斯动力现象的条件为:

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式 (8) 表明:煤与瓦斯动力现象不仅取决于地应力、瓦斯压力和煤体强度, 同时还和卸压区的长短有关。当卸压区长度x0一定时, 地应力σy、瓦斯压力p越大, 则动力现象的危险性就越大;反之, 当地应力σy、瓦斯压力p一定时, 卸压区长度x0越小, 则越容易满足式 (8) , 动力现象危险性就越大。

因此, 可以认为, 煤与瓦斯突出和工作面前方卸压区的大小有直接关系, 卸压区的大小决定了煤体中储存的弹性潜能和瓦斯内能是否能够释放, 突出是否能够形成。一般情况下, 卸压区越薄, 则集中应力区最大值越接近工作面, 瓦斯压力梯度越大, 卸压区被冲破而形成突出的可能性就越大。煤与瓦斯突出预测要做的工作, 实际上就是采用一定的手段检测工作面前方一定范围内是否存在高压瓦斯和应力集中, 卸压区范围是否足以阻止突出的发生。当卸压区的范围足够大时, 即使工作面前方存在高压瓦斯和急剧的应力集中, 突出也不可能形成;反之, 卸压区范围越小, 则保护屏障也就越薄, 突出就越容易形成。

2 32031采面工业性试验

2.1 抽放工艺

(1) 抽放系统及抽放方法。

32031工作面采用采区抽放泵站进行浅孔抽放。抽放泵站位于32051上流水联巷, 抽采泵为SK-60型水环式真空泵 (一备一用) , 额定功率90 kW, 额定流量60 m3/min。管路采用Ø250 mm抗静电玻璃钢管、聚乙烯管, 进气端长度1 560 m, 出气端长度200 m。工作面沿支架架箱敷设一趟Ø150 mm脉吸管, 每25 m设一多通接头, 每个接口用Ø25 mm软胶管连接一封孔器, 每架1~3个, 对应插入煤壁前方超前钻孔内, 形成工作面抽放系统。结合工作面劳动组织和作业方式, 在检修班安排专人分段完成工作面浅孔打钻任务。每打成一个钻孔立即封孔连管抽放。在综采机割煤时将影响割煤的抽放管和封孔器拔出, 在不影响割煤作业时, 生产班也照常抽放。

(2) 抽放钻孔布置。

如图2所示, 在32031工作面上每3 m布置1排钻孔, 每排设计3个钻孔, 钻孔间距0.5 m。高眼距前部输送机上沿2.0 m, 设计坡度为26°, 孔深13.5 m;中眼距前部输送机上沿1.5 m, 设计坡度为14°, 孔深12.5 m;底眼距前部输送机上沿1.0 m, 设计坡度为0°, 孔深12 m。终孔孔距3 m, 均匀控制全煤厚。

(3) 封孔工艺及封孔器。

封孔工艺要求操作简便、快速、实用。封孔质量直接影响抽放效果。使用高弹伸缩式封孔器封孔 (图3) 。STF-1型高弹伸缩式封孔器具有质量小、使用方便、适应性强、封孔效果好等诸多优点, 在本次现场试验发挥了重要作用。

(4) 提高抽放效果的措施。

①提高抽放负压。工作面浅孔抽放时应采用独立的抽放系统, 以确保孔口负压在2 kPa以上。②提高封孔效果, 确保封孔质量。封孔质量是提高抽放效果的关键。不仅要选用合适的封孔器, 还必须按要求正确使用, 确保每个孔都封严、封实。③加强抽放系统管理。工作面浅孔抽放管理较为复杂, 抽放时必须安排专人负责检查管路, 发现漏气、堵塞、打死弯等现象应及时处理。④改进布孔方式和打钻顺序。前后2个循环孔口位置相错半个孔间距, 交错布孔, 以提高透气性。根据工作面瓦斯分布不均衡性, 对瓦斯涌出量大、打钻时喷孔严重地段先打先抽, 以延长有效抽放时间。⑤对部分抽放时间短或主机割煤后孔口成型仍较好、孔内瓦斯浓度仍较高的钻孔, 可以重新封孔继续抽放。

2.2 抽放效果

(1) 实施卸压区浅孔抽放后, 突出危险工作面杜绝了煤与瓦斯突出事故, 实现了安全生产。

(2) 工作面回风流中平均瓦斯浓度由0.85%降至0.60%以下;泵站最大抽放浓度超过25%, 是本煤层抽放的4倍以上, 日抽放量由3 201 m3提高到6 451 m3;抽放率由本煤层顺层预抽的31.4%提高到43.8%, 提高近40%。

(3) 应用孔板流量计等仪器测定, 卸压区浅孔抽放孔口负压在2.0~8.1 kPa之间, 单孔混合流量为0.18~0.29 m3/min, 单孔纯流量为0.025~0.073 m3/min。平均百米钻孔瓦斯抽放量为0.4 m3/min, 是本煤层顺层钻孔预抽的24倍。

(4) 实施卸压区浅孔抽放后, 有效地解决了瓦斯对工作面生产的制约和影响。每月瓦斯断电次数由16次降为0;工作面推进度由20 m/月提高到36 m/月;实现了正规循环作业, 每天2班 (16:00、0:00班) 生产, 1班 (8:00班) 打孔抽放及检修, 工作面割煤2~3刀, 日产2 053~3 078 t, 平均单产较实施浅孔抽放前提高3.1万t/月。

3 结语

(1) 卸压区抽放不仅可有效提高超前排放钻孔瓦斯排放效果, 显著降低煤与瓦斯突出危险性, 还较好地解决了打钻和生产过程中的瓦斯超限问题, 是针对回采工作面瓦斯制约生产力问题有效的抽放方法, 是对瓦斯抽放方法的一种创新。

(2) 抽放负压和封孔质量是影响抽放效果的重要因素。除加强抽放系统管理和检查外, 封孔器至关重要。经过反复对比试验, STF-1型高弹伸缩式封孔器优点突出, 效果理想。而静压注水式封孔器在实施瓦斯抽放后可进行煤体注水, 实现一孔两用, 特别适用于高瓦斯掘进工作面。

参考文献

[1]周世宁, 林柏泉.煤层瓦斯赋存与流动理论[M].北京:煤炭工业出版社, 1999.

[2]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[3]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1994.

[4]郭勇义, 何学秋, 林柏泉.煤矿重大灾害防治战略研究与进展[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

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