远程卸压开采

2024-10-22

远程卸压开采（共7篇）

远程卸压开采篇1

摘要：针对赣兴煤矿上部主采煤层瓦斯压力大、含量高、透气性差、具有突出危险性的特点, 采用远程开采上向卸压瓦斯抽采技术, 增加煤层的透气性, 降低主采煤层的瓦斯压力。同时在主采煤层底板中布置底抽巷对煤层瓦斯进行抽采, 在瓦斯综合治理方面具有较强的可行性。

关键词：瓦斯技术,透气性,上向卸压

1 矿井概况及煤层赋存情况

赣兴煤矿为0.45 Mt/a基本建设矿井, 为煤与瓦斯突出矿井。井田范围内共10层可采煤层, 其上部煤层综合柱状图如图1所示。

上部各煤层特性如下:

C03煤层:全区发育, 是矿区内龙潭组二段中部主要可采煤层之一。

C05煤层:全区发育, 是矿区内龙潭组二段中部主要可采煤层之一, 属“较稳定”全区可采煤层, 上距C03煤层27.73~37.87 m, 平均32.54 m。

C06煤层:是区内龙潭组二段中部主要可采煤层之一, 属“较稳定”全区可采煤层, 上距C05煤层4.78~11.25 m, 平均7.19 m。

C10煤层:是矿区内龙潭组二段中下部主要可采煤层, 属“较稳定”煤层, 上距C06煤层45.36~87.92 m, 平均67.88 m。

C16煤层:为龙潭组一段顶部第一层可采煤层, 属“较稳定”全区可采煤层, 上距C10煤层39.60~66.46 m, 平均52.42 m, 矿区内C16煤层瓦斯可燃值含量分布较均匀, 随埋藏深度而增加的趋势不明显。

2 煤层瓦斯赋存情况

矿井主要针对龙潭组二段C03、C05和C06煤层瓦斯参数进行测定, 具体情况如表1所示。

由表1可知, 上部煤层具有瓦斯压力大、含量高、透气性低、抽采难度大的特点。根据地质勘探资料, C10、C16煤的瓦斯压力分别为1.06 MPa和0.87 MPa, 煤层的坚固性系数分别为1.0和1.90。矿区内C16煤层瓦斯可燃值含量分布较均匀, 随埋藏深度而增加的趋势不明显。

3 井田开拓方式

矿井采用斜井盘区式开拓, 为缩短建井工期同时兼顾深部煤层, 将井筒以26°坡度布置在C16煤层底板之中。通过从C16底板施工运输石门及回风石门反穿层, 依次揭露上部煤层, 通过石门沿走向方向布置采煤工作面运输巷、回风巷。

4 目前采用的瓦斯治理措施及存在问题

4.1 目前采用的瓦斯治理措施

根据测定的瓦斯参数, C03、C05、C06煤层均有突出危险, 由于C05煤层测得的瓦斯压力较大, 煤层较松软, 其突出危险性也较大, 因此, C05煤层不宜作为保护层开采;C06煤层的坚固性系数大于0.5, 突出危险性相对较小, 但C05、C06煤层之间的层间距较小, C06煤层的开采将破坏C05煤层的开采条件, 不能作下保护层开采, 矿井煤层按自上而下的开采顺序开采。通过在C03煤层底板中布置底抽放对C03煤层进行解放, C03煤层开采后对C05、C06煤层有一定的保护作用, C05煤层开采后对C06煤层有一定的保护作用。上一层开采对下部煤层起保护作用, 即上一层煤作为下部煤层的保护层开采。通过在C03煤层底板中布置瓦斯抽放巷, 对首采煤层进行抽采, 作为首采面瓦斯防治措施。

4.2 单纯瓦斯抽放存在问题

首采煤层工作面的瓦斯主要来源于本煤层、采空区和邻近层的卸压解吸瓦斯, 由于煤层松软透气性差, 顺层钻孔施工困难, 抽采效果极差, 若对首采煤层实施大面积抽采工程难度大, 而且抽不出高浓度瓦斯, 很难达到煤层消突目的。

5 远程开采上向卸压瓦斯抽采可行性

5.1 远程开采上向卸压瓦斯抽采原理

远程开采上向卸压瓦斯抽采原理是, 利用首采煤层在不破坏主采煤层情况下采动卸压, 使顶部卸压煤岩层下沉变形破裂, 主采煤层透气性成千倍增加, 煤层瓦斯大量解吸。同时通过在主采煤层底板中施工瓦斯抽放巷, 采用上向穿层钻孔瓦斯抽采方法, 有效地降低主采煤层瓦斯含量及压力, 达到煤与瓦斯共采的目的[1]。

5.2 开采煤层的有效间距

根据《防治煤与瓦斯突出规定》下开采煤层时, 上部卸压煤层不被破坏的最小间距H为:

式中, m为开采煤层的回采厚度, 取最大煤层厚度1.89 m;k为顶板管理系数, 冒落法管理顶板时, 取10;α为煤层倾角, 取31°。

经计算, H=16.20 m

因为煤层最小间距为39.6 m, 远大于H值。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》下保护层最大有效距离计算方法为:

式中, S为保护层最大有效距离, m;S′为下保护层理论最大保护垂距, 取120 m;β1为保护层开采影响系数, 取1;β2为层间硬岩含量系数, 取1。

经计算, S=120 m

赣兴矿C16煤层位于龙潭组一段顶部, 距离C10可采煤层平均52.42 m, 开采时能有效避免对C10煤破坏。煤层坚固性系数较高, 瓦斯压力相对具备卸压煤层开采条件。结合开拓方式, 将首采面布置在C16煤层, 能有效降低矿井建井工期。

5.3 实施方案

首采面布置C16煤层→确定卸压范围→C10煤底板中布置底抽巷→对C10煤层卸压范围内煤进行瓦斯抽采→区域验证→对验证合格C10煤进行开采→C05煤底板中布置瓦斯抽放巷对煤进行瓦斯抽采。其方案如图2所示。

6 结论

在上部主采煤层瓦斯压力大、透气性差、抽采难度大的情况下, 结合矿井开拓方式, 通过开采下保护层上向卸压, 能大幅增加上部煤层透气性, 结合瓦斯抽放, 有效地对上部突出煤层进行解放, 方案可行。在实践上赣兴矿需要测定C16、C10煤层开采后弯曲下沉带位置, 从而有效解决底板抽放巷布置层位问题, 实现煤与瓦斯共采最优化。

参考文献

[1]袁亮.松软低透煤层群瓦斯抽采理论与技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

远程卸压开采篇2

1 深部回采巷道

A.回采巷道作为深矿中最主要的构成部分,它的稳定性直接决定了深矿的稳定和安全。影响回采巷道的主要因素一方面是围岩的应力,随着巷道的不断向下深入,围岩应力会随着巷道的深入而不断增加。在巷道深度达到一定程度时,除了围岩应力的增加,还有其岩体组织结构变化、岩体温度上升、地表压力对深矿巷道的影响等问题。这些问题会导致在深部开采的过程中出现不稳定的因素,包括岩爆等灾害性问题。

B.根据已有研究表明,岩爆的出现是由于岩体中有较高的地应力,这种地应力超出了岩石本身的强度,同时岩石本身还具有较高的脆性和弹性。这时如果有地下施工工程不小心破坏了岩体的平衡,就会出现强大的能量破坏岩石,并抛出。严重时可以测到4～6级的震级。

C.影响深井巷道稳定性的因素:岩石中含有膨胀性物质成分,例如伊利石、蒙托石、高岭石,它们的含量如果超过了相应指标就会产生膨胀,特别是遇到水后更为严重,从而导致巷道受到破坏、变形。

随着开采深度的不断加深,矿井中的空气以及巷道周围的岩体温度都会升高。井下温度升高会影响到工人劳动正常热交换的进行,工人长期在高温环境中工作会导致一些疾病,如热疲劳、热痉挛等。因此工作条件的恶化会导致劳动生产率降低,疾病威胁是深部开采的一个新的问题。

D.回采巷道的服务年限越长,对生产方面越重要的巷道越需要更高的工程质量,以此来保证在生产过程中能够长期使用,回采巷道的服务年限一般为1～2a,维护时间较短,对于服务年限长的瓦斯抽采巷道或服务年限更长的大巷,经历下伏煤层回采阶段性集中应力作用。根据围岩的应力情况,选择合理的断面形态。减少巷道的低效加固区,保证巷道的最小加固长度。所以,巷道维护是一个动态的控制过程。只有不断地维护、检修,才能保证其安全和稳定。

2 深部矿井与上覆煤层

深部矿井在目前开采中还存在许多问题,主要有以下几方面;

A.深部矿井中存在大量的瓦斯,因为矿井深部的低压大,瓦斯的压力也会相应增加,而且瓦斯没有外力的挤压,所以也没有逸出这在过中会造斯突出在部矿井布很广泛,一般情况下都会选择瓦斯含量小,安全隐患可控的煤层开采,但这些可控煤层也有不稳定因素出现,一般利用岩层移动引起的卸压增透效应,使吸附的瓦斯充分解吸为游离状态的瓦斯,并实施瓦斯抽采,在瓦斯充分抽采的基础上再进行煤层的开采,这也是煤矿防治瓦斯灾害非常有效的途径之一。

B.随着深部矿井的深入,其巷道的支护方面就会出现难度,深部巷道围岩和浅部巷道围岩不同,浅部巷道围岩应力相对稳定,岩层组织结构相对稳定,而深部矿井围岩应力会随矿井深度的增加而变化。其矿井内部地压也相应增加。

C.我国煤层的地质构造非常复杂,而煤层的条件则直接决定巷道的布置方式,适宜开采的首采层常常位于煤层群中间或下部煤层,这就需要在上行卸压开采采动影响范围内的特定区域中布置抽采巷道,这些巷道通常位于裂隙带或弯曲下沉带内,巷道围岩稳定性差,控制难度也很大。

D.由于矿井的巷道较长,矿井的通风阻力会受影响,这样就会导致开采工作的风量不足。

3 卸压开采

A.卸压开采是解决高应力区回采的有效手段。卸压开采主要运用了应力的转移,将巷道回采区的应力通过相应的卸压措施转移到四周,使巷道回采区的应力降低,改善岩体的应力分布,控制应力增高带的相互重叠压力,以便进行顺利开采。

B.卸压开采主要分为垂直卸压和水平卸压。其中垂直卸压是将巷道回采区的压力转移到四周,应力明显降低,便于开采。水平卸压是将矿体上的水平应力隔绝,形成水平应力,水平应力降低可以减少对采矿工程和采矿人员的危害,降低了安全隐患。

C.卸压巷道的位置选择方面尤为重要,因为它是控制回采巷道围岩变形的有效方法。所以卸压巷道应选在采空区的集中应力峰值附近最好。为了保护巷道的围岩压力,压煤柱中心应设置相应的弹性区宽度,来承担一定的围岩压力。

另外卸压巷道还可以作为排瓦斯尾巷,除了可以起到巷道卸压的作用,还可以排放瓦斯,从而降低成本。

D.卸压区的顶板对于巷道来说是关键的部分,因此围岩岩性、围岩的应力不同,卸压巷道的开采位置就会有所变化,垂直方向中,在垮落带内不可以有巷道,裂痕带内可以有回采巷道,弯曲下沉带内可有准备巷道和回采巷道。水平方向中,在采动范围内都可布置巷道。但还是要综合考虑围岩应力等问题,尽量处于有利的层面中。另外,在高应力区矿块回采时注意不要多段同时作业。因为多段作业会产生连锁破坏反应,对巷道产生危害,更会危及施工人员的安全。

摘要：在矿山地下开采深度不断增加,卸压开采的同时,会导致上覆煤层产生膨胀变形。伴随透气性明显增加,同时让压巷道作为回采工作面的排放瓦斯尾巷,有效减少了采压活动对回采作业的影响,并回收大量损失矿量。

关键词：深部回采巷道,深井,卸压巷道

参考文献

远程卸压开采篇3

1 数值模拟研究

1.1 实验原型地质条件

5111C15工作面为C15煤层采区首采工作面, 工作面实际标高-635~-702 m, 工作面煤层倾角19°~22°, 平均倾角21°。被保护层C13煤的实测瓦斯压力为4.2~4.9 MPa, 瓦斯含量为16.2 m3/t, 煤层开采时需综合治理瓦斯, C13煤层的平均厚度为6.50 m, C13煤层上距C15煤层的平均距离为19m。

1.2 模型基本参数确定

(1) 模型尺寸及边界条件的确定。上保护层开采后, 采场的顶、底板岩层发生移动、变形、裂隙发育等破坏, 应力重新分布, 顶底板波及范围很大。由于应力在岩层的传递过程中发生很明显的衰减, 因此上保护层开采对围岩的影响距离不会无限大。通过多次的工程实践研究发现, 一般情况下, 底板的变形及位移量要远远小于顶板。本文研究的对象是采场下伏煤岩体, 因此模型的研究主体为保护层底板岩层。模型的实际尺寸为长×宽×高 (300 m×250 m×150 m) , 保护层C15煤层平均厚度为0.81 m, 上部顶板岩层厚124.6 m, 下部底板岩层厚74 m, 下被保护层C13煤层位于保护层C15煤层下方19 m处。模型构建完成后, 其约束边界条件设定为:上部边界看作围岩应力均匀作用在该边界上, 载荷分布均匀;下部边界为全约束边界;围岩边界为单向固定 (图1) 。

模型开采沿煤层走向进行, 前后各留100 m煤柱作为支撑, 实际开采距离为100 m。

(2) 模型本构关系及煤岩体力学参数。进行数值模拟实验时, 网格划分得越细得到的模拟结果越清晰, 但是这种划分会受到计算机计算能力的制约。在当前计算机发展条件下, 不可能将网格划分得足够细。生成网格共划分为189 000个单元, 199 104个节点。围岩力学性质见表1。

2 模拟结果分析

2.1 上保护层开采底板岩层应力分布

模型走向长300 m, 在中间位置开采100 m, 两边各留100 m煤柱, 开采煤层厚度为0.81 m。为尽量模拟开采的实际情况, 采取每次开采2 m开挖方案, 试验共开采50步, 由于FLAC后处理功能的限制, 因此通过FISH将其导入TECPLOT软件进行处理, 处理结果如图2—图9所示。

从图2可以直观地看出工作面前方及开切眼位置处产生较大的支撑应力, 采空区顶底板岩层卸压, 形成大范围的卸压区域, 靠近采空区中部位置卸压最充分, 且垂直应力分布较为对称。

随着工作面回采工作的不断推进, 采空区卸压区域在沿保护层走向及倾向均有不断增大的趋势, 采空区顶底板卸压范围也越来越大, 不断向上和向下延伸。开切眼与采场前方煤壁形成的支撑应力不断增加, 应力支撑区域范围也不断增大。当开挖到40 m位移处时, 应力分布如图3所示。

图4中采空区及采场沿水平和垂直方向上的卸压区域仍然不断增大, 开切眼与煤壁前方的应力支撑区域增加趋势不明显, 此时, 采空区部分基本顶开始垮落, 底板应力有恢复趋势, 两侧垂向应力分布不再对称。

由图5可知, 采空区顶板岩石的不断冒落使采空区底板岩层应力逐渐增大。临近开切眼附近的采空区顶板冒落现象最为严重, 开切眼区域形成的支撑应力及应力区域范围均有减小的趋势。

图6中采空区沿水平和垂向卸压区域范围仍然不断增大, 但是由于采空区冒落的基本顶逐渐被压实、压死, 部分采空区应力恢复到卸压之前的原岩应力状态, 开切眼以及煤壁前方支撑应力减小, 应力支撑范围也逐渐变小。

工作面推进后, 沿倾斜方向的几幅典型的垂向应力分布如图7—图9所示, 分别选取开挖进行到距离开切眼20, 60, 100 m处。从图中可以直观地看出, 保护层采场推过后, 沿倾斜方向上也会在开切眼和煤壁前方位置形成较大范围的支撑应力集中区域, 采空区区域应力卸压, 并有随着顶板岩层的垮落而逐渐恢复的变化趋势。总体来看, 上保护层开挖过程中, 垂直应力沿走向方向与倾斜方向的应力变化规律基本一致。

由于此次开采工作比较剧烈, 对顶底板岩层的破坏程度较为严重, 采空区很大一部分区域在短时间内不可能恢复到开采前原岩应力状态。基本顶的冒落压实了采空区, 应力的逐渐恢复使得卸压区域的被保护层透气性能大幅度降低, 不利于卸压瓦斯的运移与涌出。因此, 最有利于卸压瓦斯抽采工作进行的时机在该过程完成之前。

2.2 上保护层开采底板测点应力变化规律

在模型采场下方不同深度煤岩层位置埋点, 观测采场推过前后垂直应力沿水平方向的变化规律, 得到应力曲线如图10所示。从图10可以看出, 在保护层底板下10 m处其垂直应力降低到了1 MPa以下, 在最低处甚至接近于0。在保护层底板下20m处, 采空区应力也降低到2 MPa下, 最低值小于2MPa。同时在图10中可以看出, 在采空区后部由于顶板岩石的冒落出现了应力的恢复。一般测点布置越深的区域, 监测到的卸压强度越不明显, 以距离保护层底板40 m位移处为例, 其最小垂直应力经卸压后达到7.8 MPa, 比原岩应力降低了8.6 MPa。在采空区两端出现应力集中, 并随着深度的增加集中系数减少, 在保护层底板下10 m处应力集中系数为1.3, 而在底板下40 m处应力集中系数降低到1.03。

随着上保护层煤层的逐渐开采, 底板煤岩层同一深度位置处垂直应力变化规律如图11所示。

由图11可知, 随着开采长度的增加, 被保护层卸压范围内卸压效果越来越好, 卸压保护范围逐渐加大。以保护层推进到100 m时为例, 下被保护层C13原始垂直应力为14.8 MPa, 回采工作在100 m位置时, 垂直应力小于10 MPa的区域占总体开采长度的54%;小于5 MPa的区域达到62%, 被保护层达到了预期的卸压效果。

3 结论

通过采用FLAC模拟软件对上保护层开采过程中C13被保护层沿走向和倾向垂直应力分布变化规律进行模拟, 得到主要结论如下。

(1) 随着上保护煤层采场的不断推进, 在工作面开切眼和煤壁前方形成支撑应力集中区域, 采空区卸压充分。采场开挖到60 m位移处时, 部分采空区基本顶垮落, 垂直应力有恢复的趋势;采场开挖到100 m时, 采空区卸压区域达到最大值, 部分区域被冒落的顶板压实, 垂直应力恢复到原岩应力。整个开挖过程被保护层垂直应力呈“原岩应力—增大 (支撑应力) —迅速降低 (卸压) —缓慢恢复”的变化规律, 且被保护层沿倾向与走向的垂直应力变化规律一致。

(2) 采场不同埋深和同一埋深不同走向位置处进行埋点, 绘制出曲线, 分析各点应力变化规律。卸压程度与距离采场的垂直位移呈反比例关系;开挖到100 m时, 垂直应力小于10 MPa的区域占总体开采长度的54%;小于5 MPa的区域达到62%。

参考文献

[1]俞启香.天府煤矿远距离解放层解放效果考察研究[C]//煤矿瓦斯灾害防治理论研究与工程实践.徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[2]程远平, 俞启香, 袁亮.上覆远程卸压岩体移动特性与瓦斯抽采技术[J].辽宁工程技术大学学报, 2003 (4) :483-486.

[3]石必明, 俞启香, 王凯.远程保护层开采上覆煤层透气性动态演化规律试验研究[J].岩石力学与工程学报, 2006, 25 (9) :1917-1921.

[4]刘泽功.卸压瓦斯储集与采场围岩裂隙演化关系研究[D].合肥:中国科学技术大学, 2004.

[5]钱鸣高, 许家林.覆岩采动裂隙分布的“O”形圈特征研究[J].煤炭学报, 1998, 23 (10) :466-469.

[6]刘宝安.下保护层开采上覆煤岩变形与卸压瓦斯抽采研究[D].淮南:安徽理工大学, 2006.

[7]袁亮.松软低透性煤层群瓦斯抽采理论与技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2004.

远程卸压开采篇4

1 工程试验对象概况

某矿所采煤层为6#和7#煤层, 决定将6#煤层作为保护层煤层, 7#煤层作为被保护层进行卸压。6#和7#煤层倾角为13°-19°, 平均为14.5°煤层平均间距为20m;6#煤层厚度为1.54~2.21m, 平均为1.95m;7#煤层厚度为4.65~6.07m, 平均为5.50m。6#煤层和7#煤层顶板均属于不稳定顶板, 最大瓦斯放散速度分别为10.4和10.9, 煤层最大瓦斯压力分别为0.74MPa和1.12MPa, 煤层瓦斯含量分别为3.6m3/t和9.86m3/t。601工作面所采煤层为6#煤层, 作为6#煤层首采保护层工作面, 设计走向和倾向长度分别为675m和189.5m。701工作面所采煤层为7#煤层, 设计走向和倾向长度分别为680m和120m, 作为7#煤层被保护煤层工作面。

2 上保护层开采卸压瓦斯治理理论

2.1 上保护层开采理论分析

地下岩体未受到工程扰动时, 处于原岩应力三向平衡状态。对于多煤层开采矿井而言, 开采上保护层后, 在该保护层下方的处于被保护状态的煤层 (又称为被保护煤层) 会发生变形、破坏、膨胀、卸压和应力重新分布, 一般会形成“O-X”型破坏形式。随着上保护煤层工作面的推进, 在采场范围内会产生一个应力降低区, 在该应力降低区范围内被保护煤层出现卸压, 煤层间出现裂隙, 煤层间透气性会相应变大, 被保护煤层的瓦斯沿裂隙散出, 瓦斯含量降低。7#煤层工作面溢出的瓦斯沿着裂隙部分进入了6#煤层工作面, 造成6#煤层工作面瓦斯含量剧增, 这样对保护煤层回采工作会造成一定的威胁。

2.2 上保护层瓦斯来源分析

一般而言, 工作面瓦斯来源主要有三个方面, 即采场煤壁瓦斯、巷道煤壁瓦斯和采空区瓦斯。对保护层工作面而言, 在开采保护层时会造成7#煤层被保护工作面瓦斯溢出进入6#煤层。这样, 6#保护煤层工作面瓦斯有四个来源, 即采场煤壁瓦斯、巷道煤壁瓦斯、采空区瓦斯和7#煤层溢出瓦斯。以如下公式计算保护煤层701工作面相对瓦斯含量。

上式中:q1、q2-6#煤层、7#煤层相对瓦斯涌出量, m3/t;k1、k2、k3-工作面采场煤壁、巷道煤壁和采空区斯涌出系数, 分别取值1.2、1.075和0.87;M、Mi-601工作面采高和701工作面采高, 取值1.95m和5.5m;Xo、Xc、Xoi、Xci-601工作面瓦斯含量和残存瓦斯含量、701工作面瓦斯含量和残存瓦斯含量, 分别取值3.6m3/t、1.5m3/t、9.86m3/t和3.5m3/t。计算可知, qx=15.4m3/t, 即601工作面相对瓦斯涌出量为15.4m3/t。根据该矿井产能进行换算, 可得601工作面绝对瓦斯涌出量为17.2m3/min。由此可知, 601工作面的瓦斯主要来源于7#煤层, 占了将近70%, 拦截治理7#煤层瓦斯涌出是601工作面回采期间的重要工作。

3 上保护层开采治理瓦斯实践

为了治理601工作面瓦斯, 现根据601工作面赋存情况和开采条件提出治理方案:

(1) 在601综采工作面切眼、停采线、运输顺槽和回风顺槽附近通过该工作面顶板法向距约为15m的岩巷进行布置穿层钻孔。在工作面上方布置的岩巷中每隔一定距离布置一个钻场, 每个钻场布置六列钻孔, 每列含有七个钻孔, 钻孔直径和间距分别为91mm和5000mm。

(2) 对601综采工作面顶板上方20m处的瓦排巷进行分段封闭式抽放, 该瓦排巷除了担负保护601综采工作面运输顺槽和回风顺槽掘进工程外, 还可作为60综采工作面回采期间的高抽巷道使用, 该巷道的施工意义较大。该瓦排巷通过每隔150m构筑封闭墙, 在墙体内铺设两道Φ250mm的抽采铁管进行瓦斯抽采, 以保证瓦斯抽放的连续性。

(3) 由601综采工作面瓦斯来源可知, 大量的瓦斯来自于7#被保护煤层。由于6#和7#煤层间距较小, 随着601综采工作面不断推移, 底板裂隙程度逐渐加剧导致7#被保护煤层瓦斯大量溢出进入601综采工作面。现决定在601综采工作面运输顺槽和回风顺槽向下打穿层钻孔提前抽放7#被保护煤层的瓦斯。通过现场实际结合理论研究, 将穿层抽放钻孔施工至采动“O形圈”影响范围内, 这样不仅可以有效地拦截7#被保护煤层瓦斯, 又可以提高瓦斯抽放率和抽放时间。该穿层钻孔布置为俯角, 每个钻场布置五列钻孔, 钻场和每排钻孔的间距分别为80m和20m。

(4) 根据开采条件, 决定在601综采工作面采空区埋管进行瓦斯抽放, 以免采空区瓦斯溢出威胁工作面开采。采空区共布置两条Φ325mm瓦斯抽放管, 分别作为采空区瓦斯主抽放管和支抽放管, 并将其吸气口距离工作面上隅角15~25m, 这样可以连续、交替进行瓦斯抽放。

4 上保护层开采治理瓦斯效果分析

现场实测表明:601综采工作面顶穿层抽放巷道和底穿层抽放巷道抽采的瓦斯纯量占了总抽采纯量的31.2%和27.1%;对瓦斯抽放数据分析, 601综采工作面平均抽采量为15.89m3/min, 占了瓦斯绝对涌出量的92.3%, 对7#被保护煤层进行监测, 残余瓦斯压力和残余瓦斯含量分别为0.34MPa和4.57m3/t;601综采工作面开采期间, 回风巷道瓦斯含量较低, 仅为0.2%-0.45%, 且在易出现瓦斯积聚的上隅角亦未出现瓦斯超限现象, 说明通过上保护煤层的开采结合瓦斯抽放系统的布置, 不仅有效地保障了6#保护层工作面的开采, 还有效地降低了7#被保护煤层的瓦斯突出危险性。

摘要：本文分析了上保护层开采卸压治理瓦斯的理论, 并对某矿上保护层601工作面的瓦斯来源进行确定。结合上保护层卸压瓦斯抽放理论, 提出布置顶穿层瓦斯抽放、底穿层瓦斯抽放、采空区埋管瓦斯抽放等多种抽放系统来治理瓦斯。结果表明, 通过上保护煤层的开采结合瓦斯抽放系统的布置, 有效地保障了保护层工作面的开采, 降低了被保护煤层的突出危险性。

关键词：上保护层,卸压,瓦斯抽放,实践应用

参考文献

[1]王应德.近距离上保护层开采瓦斯治理技术[J].煤炭科学技术, 2008, 36 (7) :48-51.

[2]戴广龙, 等.保护层开采工作面瓦斯涌出量预测[J].煤炭学报, 2007, 32 (4) :382-385.

气动远程控制卸压钻机的设计研究篇5

冲击地压是矿山开采中发生的煤岩动力现象, 是威胁煤矿安全生产的严重灾害之一[1]。随着煤矿开采深度和强度的不断增加, 冲击地压越来越频繁发生, 由冲击地压造成的损失也越来越大。为此, 冲击地压已引起了各国工程技术专家关注并开展了较为广泛的研究。各国工程技术专家根据研究成果已采取不同方法来防治冲击地压, 以减少冲击地压的发生, 并使损失减到最低程度[2]。冲击地压发生时, 有突然的强大的冲击力量对井下巷道、工作面进行冲击。首先在巷道内部发出“喀嚓”等煤层崩落的声音, 然后, 伴随着强烈的冲击, 摧垮巷道内的设施, 进而造成巷道内人员伤亡, 对采区和矿井造成严重破坏[3,4]。

目前煤矿防止矿压冲击发生的主要措施有很多种, 其中钻孔卸压为诸多措施中较为常用的一种方法[5], 也就是在煤层中用钻孔来释放煤层压力或放小炮震动卸压。然而, 钻孔施工中突出现象严重, 危险性大, 直接威胁工作面钻孔作业人员安全。因此, 研究开发安全、可靠、有效的远程控制卸压钻机具有广泛的社会意义。

1 远程控制卸压钻机设计目标的确定

根据煤矿巷道防冲击卸压施工的情况, 提出气动远程控制卸压钻机的设计条件和原则以提高其实用性。

设计的目标: (1) 钻机的主机采用组合式结构, 主机的各大部件能快速分开和组合, 方便井下组装和运输。主机与控制台相对独立, 两者之间通过管子连接。 (2) 钻机采用全风动驱动, 行走机构采用滑靴结构形式。 (3) 钻机钻孔深≥15 m。 (4) 钻孔孔径为42 mm。 (5) 主机与操纵台距离≥15 m。 (6) 钻孔位置:巷帮离底板的高度约0.9~1.4 m。 (7) 装钻杆采用钻杆自动装杆装置。 (8) 采用远程监控系统, 对钻机作业进行动态监控。

2 远程控制卸压钻机的结构组成与原理

2.1 钻机的结构组成

该钻机由主机、远程操纵系统、远程监视系统组成, 采用全风动驱动。其结构如图1所示。

主机由推进器、储杆箱、垂直送杆装置、底架、辅助支撑等组成。驱动头由风动马达和减速机构组成。推进器由驱动头、推进系统以及恒速阻尼系统等组成。推进系统由推进气缸及导轨机构、气油转换增压机构、卡盘加紧机构、钢丝绳组件等组成。恒速阻尼系统由油缸、油箱以及行程增倍机构等组成, 实现钻孔时恒速。推进器、储杆箱、垂直送杆装置一起安装在底架的上平台上。底架采用滑撬式结构。主机依靠滑动移动行走。远程操纵系统由操纵阀、控制阀、仪表及管路等组成。气动控制阀采用先导式控制, 主阀设在主机的底架上, 而先导阀设置在控制台上, 可以减少主机和控制台之间的管子, 管子直径可以很小, 使得设备更加简洁, 方便钻机的移动。远程监视系统由防爆摄像头、防爆传输线以及本安型井下计算机等组成。防爆摄像头固定在主机的底架上, 本安型井下计算机固定在操纵台上。由防爆传输线将两者连接起来, 构成井下监视系统。操纵人员通过摄像头对钻进的工况进行判断, 从而对钻机进行控制。

2.2 主机的结构组成

主机由驱动头、推进系统以及恒速阻尼系统等组成。为了实现自动装卸钻杆, 推进系统采用导轨式推进器。推进系统由推进气缸及导轨机构、气油转换增压机构、卡盘加紧机构、钢丝绳组件等组成。推进缸采用碳素玻璃钢筒, 内置钢丝绳的牵引的方式, 其推进系统结构紧凑, 重量较轻。满足该钻机的设计要求, 驱动头由风动马达和减速机构组成。该主机驱动马达采用齿轮式马达, 因为齿轮式在煤矿的气动锚杆钻机已经得到成功的应用, 性能较为可靠。但锚杆钻机气动马达都为单向马达, 为此, 为满足装卸钻杆的要求, 风马达设计成正反转马达, 从而满足钻机的使用要求。为了使得钻机在钻进中避免突然吸钻抱钻卡死, 在主机上设计了恒速阻尼系统。恒速阻尼系统由油缸、油箱以及行程增倍机构等组成, 实现钻孔时恒速。该恒速阻尼系统自形成一个回路, 在回路上设置单向节流阀, 控制回油速度, 达到控制推进速度。推进器、储杆箱、垂直送杆装置一起安装在底架的上平台上。

2.3 钻机工作原理

钻机人工移动时, 其主机和操纵台分别进行移动。主机移动频繁, 操作台移动次数较少。待主机移动到位后, 停稳主机, 接上压风, 将主机与操纵台之间气动管路和监控用电缆理顺。对主机各个部位进行检查, 确保零件完好。同时主机上设有辅助支撑系统, 通过该系统固定主机, 以防钻进时主机后移, 不能有效地进行钻孔, 发生憋钻现象。由井下照明综保装置对钻机进行供电, 安装好第一根钻头和钻杆, 通电后, 监视系统进行预热3 min再进行其性能调试。防爆摄像仪通过控制器可选择地对准主机的几个部分进行钻进实时监视, 以观察钻机在钻进时的实际情况, 并通过操作台进行控制。钻进时开孔眼要慢, 控制好推进速度。待钻具推进巷道煤体300 mm后, 可调整推进速度, 以达到额定速度, 满足钻进需要。在第一根钻杆推进钻入巷道后, 操作气动阀, 用卡盘将第一根钻杆卡住, 反转驱动头同时慢慢退钻, 将钻杆与驱动头慢慢卸开分离。待完全分离后将驱动头退回, 操纵自动送杆机构, 自动送入第二根钻杆。如此以往, 不断添加钻杆, 直至钻深满足要求为止。在钻进和换接钻杆过程中, 始终要注意钻孔部位有无异常现象发生。如有情况, 立即停止各种动作, 且暂时不要立即进入钻进区域处理故障。先观察钻进区域的情况, 判断是否有可能发生冲击地压发生的预兆。在确认钻孔区域暂无冲击地压发生, 方可进入钻孔区域现场处理故障。待钻孔深度达到要求后, 利用主机和人工撤回钻杆。

3 远控钻机的应用及推广前景

该钻机研制后, 在济宁二号煤矿93下07轨顺使用, 取得了较好的应用效果。2011年4月进行第一阶段使用, 在试验期间共钻43个孔, 累计钻深达385 m。通过对第一阶段的试验发现问题, 对钻机以及钻具进行适当改进。2011年8月进行第二阶段使用, 对其钻进性能进行了实际考核。在试验期间共钻51个孔, 累计钻深达458 m。该钻机不仅能快速定位和钻孔, 而且钻杆可以自动装卸。由于主机与操纵台可以分开放置, 操纵人员可以远离主机操作, 采用该钻机进行施工可以避免施工中发生矿压冲击所带来的伤亡事故。因此, 随着我国煤矿开采深度的增加, 冲击地压矿井将会越来越多, 该钻机的应用前景也会越来越广阔。

摘要：针对煤矿冲击地压频发及其卸压钻机的现状, 研究了用于煤矿巷道冲击地压探测以及钻孔爆破卸压的气动远控卸压钻机。该机采用主机与操作控制台可分开设计, 通过视频, 作业人员可在20 m以外操作设备完成整个钻孔的过程, 以免在施工中发生钻突而造成人员伤亡。

关键词：冲击地压,气动,远控,卸压钻机

参考文献

[1]刘中桥.煤矿冲击地压产生原因及防治措施[J].煤炭技术, 2009 (2) :104-105

[2]方焕明.煤矿冲击地压及其防治技术探讨[J].煤炭工程, 2005 (4) :60-61

[3]沈荣喜, 张敬民, 贝太伟, 等.煤矿冲击地压监测和防治技术的研究现状及进展[J].铜业工程, 2012, (2) :56-57

[4]薛晓刚, 等.防治冲击地压技术在高瓦斯矿井的应用[J].煤炭技术, 2012, (10) :70-71

远程卸压开采篇6

某矿区A12#煤层1115工作面倾斜长长度为210m单位, 走向长度为2486.5m单位, 工作面标高为-752.6m～-631.8m单位。B11#煤层平均厚度经测定为2.61m单位, 煤层内部瓦斯含量在3.2m3/t～5.8m3/t单位范围之内。进一步测定煤层瓦斯含量显示:工作面瓦斯相对涌出量为5.5m3/t单位, 绝对涌出量为8.2m3/t单位。瓦斯放散初速度表现范围在3.7mmHg～6.2mmHg单位范围之内, 同时, 工作面煤层坚固性系数在0.54～0.69范围之内, 上述实测数据反映, 该工作面煤层属于低瓦斯含量煤层。与此同时, C13#煤层平均厚度为4.7m单位, 煤层内部瓦斯含量为2.8MPa单位, 瓦斯放散初速度取值在3.7mmHg～5.2mmHg单位范围之内, 工作面煤层坚固性系数取值在0.54～0.67范围之内。上述实测数据显示, 该工作面煤层属于强突出危险性煤层。与此同时, B11#煤层与C13#煤层相互之间间隔距离在72m～85m范围之内, 判定其属于远距离下保护开采作业。

二数值模型的构建分析

为实现对远距离下保护层开采上覆被保护层卸压效应的研究与分析, 需要借助于FLAC数值模拟软件, 实现对相关指标的模拟作业。在此过程当中, 下保护层在开采过程当中所表现出的围岩结构应力分布特征以及上覆被保护层所对应的膨胀变形规律均需要实现以FLAC为标准的模拟研究。在数值模型的构建过程当中, 需要将整个数值模拟计算区域的范围划分为400m×400m×160m。按照此种方式, 共划分为69 741个节点以及64 000个单元。

在此基础之上, 需要采取分步开挖的方式, 分别针对远距离下保护层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态下, 被保护层膨胀移动规律以及上覆煤岩体应力分布特征加以系统模拟与计算。

整个计算模式所采用的边界条件为位移边界条件, 底部边界采取的是约束竖向位移条件, 上部边界采取的是自由边界, 左右两侧及前后位置所采取的边界条件为水平位移约束条件。在上述状态下, 展开对数值模型的计算与分析。

三数值模型的计算结果分析

(一) 远距离下保护层回采过程中, 上覆保护层煤岩体应力演变规律

结合计算结果来看, 远距离下保护层B11#煤层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态的情况下, 上覆保护层围岩应力的分布情况基本可以归纳为以下几个方面:第一:在远距离下保护层工作面推进至50m状态的情况下, 最大应力值在工作面煤壁浅部以及切眼后方附近煤体位置表现为30MPa状态。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层受采动影响程度较小, 未表现出明显的卸压反应。且保护层卸压未能够全部扩展至上覆被保护C13#煤层所在位置当中;第二, 在远距离下保护层工作面推进至100m状态的情况下, 采空区上方一定区域内会形成基本保持对称状态的应力降低区域。且在垂直方位以50°～70°状态向上覆被保护C13#煤层岩体发展。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层受采动影响, 形成了一定的应力集中, 部分区域表现为应力升高和降低;第三, 在远距离下保护层工作面推进至150m～200m状态的情况下, 卸压范围逐渐增大, 卸压高度也持续提高, 上覆被保护C13#煤层所取得的卸压效果极为突出。特别是在采空区逐渐被压实之后, 工作面切眼后方以及工作面煤壁前方最大集中应力基本倾向于稳定状态, 具体数值基本为36.7MPa。在此过程当中, 上覆被保护C13#煤层对应位置处也呈现出明显的应力集中反映, 此状态下数值为24.0MPa单位。

(二) 上覆被保护层位移演变规律

结合计算结果来看, 远距离下保护层B11#煤层工作面在回采至50m状态、100m状态、150m状态以及200m状态的情况下, 上覆被保护层位移位移演化规律主要表现为以下几个方面:第一, 在远距离下保护层工作面推进至50m状态的情况下, 上覆被保护C13#煤层受采动影响下, 膨胀变形量小, 且相对厚度低;第二, 在远距离下保护层工作面推进至100m状态的情况下, 上覆被保护C13#煤层膨胀变形量开始呈现出变动趋势, 此状态下的最大值表现为22.65mm单位, 与之相对应的膨胀变形量为5‰;第三, 在远距离下保护层工作面推进至150m的状态下, 上覆被保护C13#煤层膨胀变形量提高, 与之相对应的最大膨胀变形量为26.93mm单位, 同一状态下的膨胀变形量为6‰;第四, 在远距离下保护层工作面推进至200m的状态下, 后方采空区围岩应力逐渐分布, 是被保护层膨胀变形呈现出两侧高、中间低的形态, 变形倾向于稳定。

四结束语

本文借助于FLAC数值模拟软件, 针对某煤矿矿区远距离下保护层开采状态下, 上覆被保护层应力分布状态以及膨胀变形规律加以了详细分析与阐述。数值模拟结果证实:在远距离下保护层回采作业之后, 整个被保护层能够实现充分的卸压处理。同时, 通过卸压应力可反算得出具体的卸压保护角角度。在此基础之上, 结合对被保护层最大膨胀变形量以及膨胀变形率的综合分析可以判定:膨胀变形能够为被保护层瓦斯抽采作业的开展营造良好且有利的条件。

摘要：从实践工作经验的角度上来说, 针对保护层进行开采的最主要目的在于确保被保护煤层能够得到充分的卸压, 因此在消除煤与瓦斯突出问题的过程当中有着至关重要的作用与意义。本文首先研究分析了远距离下保护层开采作业的基本情况, 进而提出了基于FLAC模型的数值模型的构建作业, 在此基础之上, 通过对数值模型计算结果的分析, 总结了整个远距离下保护层开采上覆被保护层的卸压效应。

关键词：远距离下保护层开采,被保护层,卸压效应

参考文献

[1]石必明, 俞启香, 周世宁.保护层开采远距离煤岩破裂变形数值模拟[J].中国矿业大学学报.2004 (03)

[2]涂敏, 缪协兴, 黄乃斌.远程下保护层开采被保护煤层变形规律研究[J].采矿与安全工程学报.2006 (03)

远程卸压开采篇7

1 工程原型

淮南潘一矿是年产300万t的煤与瓦斯突出矿井。矿井主采煤层为13-1煤层,煤层厚度5.57~6.25 m,平均厚度6.0 m,平均倾角9°,煤层赋存稳定,原始瓦斯含量为12~22 m3/t,-620 m水平实测瓦斯压力高达5.6 MPa,突出危险性严重。11-2煤层位于13-1煤层下方,两煤层之间法线距离61.55~72.87 m,平均66.70 m,相对层间距达35 m。11-2煤层厚度1.5~2.4 m,平均厚度1.9 m,为稳定的中厚煤层,原始瓦斯含量为4.0~7.5 m3/t,无突出危险性,可作为13煤层的下保护层。

2 数值模型建立

利用FLAC3D软件进行建模,模型共分14层,长300 m、宽300 m、高120 m。11-2煤层工作面开采高度为2 m,走向开采长度为140 m、宽度为100 m,沿工作面走向左右两侧各留80 m煤柱,倾向两侧各留100 m煤柱。模型上边界采用应力边界,施加15 MPa的垂直应力,前后左右和底边均是位移约束为0的固定边界,如图1所示。煤系岩体是塑性较强的弹塑性材料,选用Mohr-Coulomb准则。主要煤岩层的物理力学参数见表1。

3 上覆煤岩体采动效应数值模拟分析

为考察保护层开采后上覆煤岩体的采动效应,分别在距11-2煤层顶板4、18、45、69 m(13-1煤层中线)处,沿工作面开采方向布置4条观测线,即观测线1~4。记录4条观测线垂直、水平方向上的应力和位移变化,分析上覆煤岩体的采动效应。

3.1 上覆煤岩体应力分布特征

11-2煤层开采140 m后,上覆煤岩体的应力分布曲线如图2所示。

从图2可以看出,下保护层的开采将破坏上覆煤岩体的原岩应力场,引起应力重新分布,使得上覆煤岩体产生不同程度的卸压,同时在工作面前方一定范围内产生了应力集中。上覆煤岩体卸压程度、应力集中程度和卸压范围均与层间距有关,层间距越大,卸压程度和应力集中程度越小,最大应力集中位置越倾向于采空区,相应的卸压范围也越小。

观测线4的变化趋势可反映被保护层的应力分布规律。工作面前方50 m之外范围,垂直应力和水平应力基本保持为原岩应力,瓦斯流动仍处于原始渗流状态。在工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围内,垂直应力和水平应力逐渐增大,直至最大值,应力集中系数达1.32、1.31。此范围内的煤岩体受压应力作用而产生弹性压缩变形,若卸除压应力则煤岩体逐渐恢复原形,因此该范围称为弹性区,弹性区内的瓦斯流动处于减透减流状态。在工作面后方5 m之后的范围,垂直应力和水平应力超过了岩体的强度极限,上覆煤岩体出现大的塑性变形,产生非弹性位移,因此该范围称为塑性区。在工作面后方5~40 m,13-1煤层的垂直应力和水平应力急剧减小,最小值仅为7.89、7.12 MPa;在工作面后方40 m之后,因垮落岩层的支撑作用,垂直应力和水平应力均有所恢复,但仍保持一定的卸压程度。综上所述,从应力分布角度,将被保护层划分为原岩应力区(工作面前方50 m之外范围)、弹性区(工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围)和塑性区(工作面后方5 m之后范围),最大的应力集中发生在弹性区与塑性区的交界面上[10]。

3.2 上覆煤岩体位移变化规律

3.2.1 上覆煤岩体垂直位移变化

11-2煤层开采140 m后,上覆煤岩体的位移变化曲线如图3所示。

由图3(a)可知,4条观测线的最大垂直位移分别为1.13、0.99、0.87、0.79 m,这说明距保护层越远,上覆煤岩体的垂直位移越小。下保护层开采后,上覆煤岩体缺少煤体的支撑作用,发生弯曲下沉,但不同岩层的下沉速度不同,导致在不同岩层间产生离层空间,被保护层煤体产生膨胀变形,生成大量的顺层张裂隙,煤体透气性大大增加,被保护层瓦斯流动处于增透增流状态。此时,若有穿层钻孔穿过卸压煤体,在抽采负压和原始瓦斯压力的共同作用下,大量瓦斯将沿顺层张裂隙向钻孔位置产生径向流动,瓦斯压力和瓦斯含量降低,进而消除卸压区域的突出危险性[11,12]。

3.2.2 上覆煤岩体水平位移变化

图3(b)中,横坐标为模型的长度,纵坐标为上覆煤岩体的水平位移值,大于0表明煤层移动方向与开采方向一致,反之与开采方向相反。4条观测线的最大水平位移量分别为39.48、32.90、26.82、19.16 mm,这说明上覆煤岩体的水平位移量与层间距有关,层间距越大,水平位移量相对越小。保护层开采140 m后,上覆煤岩体的水平位移明显出现2个正负相反的区域:从切眼后方一定距离到采空区中部,上覆煤岩体的水平移动为正;从采空区中部到工作面前方一定距离,水平移动为负;采空区正上方水平位移基本为0[13]。这是因为下保护层开采后,工作面上覆煤岩体水平应力释放,受水平拉伸和自身重力作用的影响,向采空区一侧产生水平位移,在工作面后方5~10 m位置水平位移达到最大值,被保护层13-1煤层的水平位移最大值达19.16 mm,随后受后方煤岩体的阻碍作用,位移越来越小,在采空区中部位置位移降为0。切眼上覆煤岩体亦如此。由此可以归纳上覆煤岩体的水平移动规律:对于某一点,其先向采空区方向移动,后又转向工作面推进方向移动,最后基本恢复到原状。

3.2.3 被保护层膨胀变形

11-2煤层开采140 m时,记录被保护层13-1煤层的膨胀变形量,如图4所示。从图4中可以看到,被保护层的膨胀变形特征整体呈“M”状:在工作面前方50 m之外,被保护层保持原始状态,膨胀变形量基本为0;在工作面前方50 m到工作面后方5 m范围内,受应力集中影响,煤体产生压缩变形,最大压缩变形量为21.7 mm,压缩变形率达3.62‰;在工作面后方5 m之后,因上覆煤岩体的急剧卸压作用,被保护层煤体迅速膨胀变形,在工作面后方40 m左右膨胀变形达到最大值,为118.5 mm,膨胀变形率达19.75‰;在采空区中部,因垮落岩层的向上支撑作用,被保护层煤体的膨胀变形量有所减小,但仍保持在较大值。

被保护层卸压的基本特征是地应力降低和煤层膨胀变形。从上述分析可知,在工作面后方5~40 m,被保护层的垂直、水平应力持续降低,膨胀变形量持续增大,瓦斯流动处于急剧增透增流状态;而在工作面后方40 m之后,被保护层的应力和膨胀变形量均趋于稳定,瓦斯流动处于平稳增透增流状态。因此,把被保护层卸压区域分为2部分:工作面后方5~40 m为非充分卸压区,工作面后方40 m之后的范围为充分卸压区,而这2个区域之和正好为前节所述的塑性区。同时,可计算得出被保护层的卸压角为59°。

3.3 被保护层 “四区”划分

通过分析上覆煤岩体的采动效应,可以将被保护层划分为4部分,如图5所示。从应力分布角度,将被保护层划分为原岩应力区、弹性区和塑性区,即工作面前方50 m之外范围为原岩应力区,工作面前方50 m到工作面后方5 m之间的范围为弹性区,工作面后方5 m之后为塑性区。从位移变化角度,又将塑性区划分为非充分卸压区和充分卸压区,工作面后方5~40 m为非充分卸压区,工作面后方40 m之后的范围为充分卸压区。

从瓦斯流动角度来讲,原岩应力区对应瓦斯的原始渗流区,弹性区对应瓦斯的减透减流区,非充分卸压区对应瓦斯的急剧增透增流区,充分卸压区对应瓦斯的平稳增透增流区。

3.4 卸压范围扩界可行性分析

保护层开采实践表明,如果被保护煤层充分卸压,其渗透率将增大数十倍甚至数百倍[14]。通过上述采动效应分析,不难发现,在非充分卸压区煤体有一定的膨胀变形,获得了一定的卸压效果,透气性也有所增加,但其卸压增透效果远低于充分卸压区的煤体。同时,该区域受水平应力释放和地应力作用的共同影响,上覆煤岩体产生剪切变形且剪应变梯度较大,因此产生大量的贯通性竖向裂隙,瓦斯可沿竖向裂隙产生单向流动,此区域的瓦斯流动处于急剧增透增流状态。为消除非充分卸压区内煤体的突出危险性,实现卸压范围的扩界,需采用比充分卸压区抽采钻孔间距更小的密集穿层钻孔对其进行较长时间的强化瓦斯抽采,可有效降低煤层瓦斯含量,消除非充分卸压区的突出危险性,扩大被保护层的卸压保护范围,进而实现保护层与被保护层的等长、等宽布置。

4 扩界工程实例及卸压效果考察

4.1 扩界工程实例

潘一矿2352(1)工作面为首采保护层工作面,其长1 640 m、宽190 m。2322(3)工作面作为被保护层工作面,位于2352(1)工作面上方67 m处,其长1 680 m、宽160 m。保护层2352(1)工作面开采后,采用底板岩巷网格式上向穿层钻孔对被保护层卸压瓦斯进行抽采。在底板岩巷内,由2322(3)工作面安全煤柱向西依次布置51个钻场。在充分卸压区内共布置39个钻场,钻场之间相距40 m,在煤层倾向上每个钻场内布置4个抽采钻孔,其终孔间距40 m;在未充分卸压区内共布置12个钻场,钻场之间相隔10 m,每个钻场内沿煤层倾向布置16个抽采钻孔,其终孔间距10 m。钻孔终孔穿过13-1煤层顶板0.5 m。

4.2 卸压效果考察

经过2352(1)工作面开采及卸压瓦斯长时间的抽采后,对2322(3)工作面的残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、透气性系数、膨胀变形量及瓦斯抽采效果分别进行了考察[15]。

1) 残余瓦斯压力:

在工作面走向上的非充分卸压区域布置一测压钻孔,测得2322(3)工作面的原始瓦斯压力为4.4 MPa,保护层工作面开采并经过一段时间的卸压瓦斯抽采后,钻孔测定的残余瓦斯压力降为0.6 MPa,表明非充分卸压区的瓦斯抽采工作达到了扩界的目的。

2) 残余瓦斯含量:

间接法计算得2322(3)工作面的原始瓦斯含量和残余瓦斯含量分别为11.5、3.65 m3/t,残余瓦斯含量低于《防治煤与瓦斯突出规定》要求的临界值8 m3/t。

3) 透气性系数:

2322(3)工作面的煤层透气性系数由原始的0.011 35 m2/(MPa2·d)增加至32.687 m2/(MPa2·d),增加了2 880倍。

4) 膨胀变形量:

利用基点法测定13-1煤层的最大压缩变形量为20.2 mm,压缩变形率为3.37‰,最大膨胀变形量达157.8 mm,膨胀变形率为26.3‰。

5) 瓦斯突出指标:

实测钻孔瓦斯涌出初速度最大值为3.7 L/min,钻屑量最大值为5.5 kg/m,均低于《防治煤与瓦斯突出规定》所要求的临界值。回采期间未出现任何动力现象,进一步验证了2322(3)工作面无煤与突出危险性。