抽放参数优化

抽放参数优化（通用9篇）

抽放参数优化 篇1

实践证明, 瓦斯抽放是搞好瓦斯治理最有效的办法, 进入2006年以来, 我矿在戊8煤层综采工作面先后实行上隅角抽放、采空区抽放、采面浅孔抽放及高位抽放等立体式瓦斯抽放技术, 取得了非常明显的效果。特别是高位瓦斯抽放技术能有效降低积聚在采空区顶板裂隙带的瓦斯, 减少采空区瓦斯涌出量, 但在实际工作中, 高位抽放效果受采面推进、钻孔数量以及钻孔控制范围非常大。因此, 有必要对高位抽放参数进行研究、合理优化, 以保最佳抽放效果。

一、高位钻孔抽放原理

根据回采工作面矿山压力规律, 煤层随工作面回采, 在工作面周围形成一个采动压力场, 采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成三个带, 即冒落带、裂隙带、变曲下沉带。高位钻孔抽放主要是通过在工作面风巷高位钻场向煤层顶板施工钻孔, 以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道, 依靠瓦斯抽放泵运行在钻孔内产生负压, 加速瓦斯流动, 来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯, 达到瓦斯抽放的目的。

二、高位钻孔主要抽放参数

高位钻孔主要抽放参数包括计算参数和施工参数, 计算参数主要指X、Y、H, 施工参数主要指α、β、L, 施工参数是根据计算参数确定的。

高位钻孔剖面及主要参数关系图如下:

X-钻孔轴线在风巷方向上的投影长度 (m) ;Y-钻孔终孔点在煤层面垂直投影点到风巷距离 (m) ;H-钻孔终孔点在煤层顶界的垂直高度 (m) ;L-钻孔深度 (m) ;β-钻孔水平投影线与风巷的夹角 (0) ;α-钻孔仰角 (0) 。

三、高位钻孔抽放参数优化试验

1、高位钻孔布置。

根据我矿地质条件, 确定戊8煤层工作面合理的裂隙带高度为8～25m, 在满足抽放有效距离及钻孔始抽距离的基础上, 沿风巷下帮每隔50m设计一个钻场, 钻场规格为长4m, 宽4m。每个钻场布置6个钻孔, 钻孔仰角为140, 钻孔水平投影线与风巷的夹角由外向里分别为20、50、80、100、120、140, 钻孔开口间距为0.5m, 钻孔终孔点间距约4m左右, 孔深由外向里依次为103m、103.5m、104m、105m、106m、107m。

2、抽放设备情况。

采用MK-4型液压钻机、φ89mm的钻头施工高位抽放钻孔, 钻孔施工完毕, 采用φ50mm的双抗塑料管和毛巾卷缠药液法进行封孔, 然后联网, 通过风巷φ300mm的抽放管利用型号为2BEC-42的水环式真空泵进行瓦斯抽放, 抽放负压一般为0.08MPa。

3、抽放效果分析。

为了找到最佳的抽放参数, 我们在二水平戊二采区戊8-22170采面通过高位钻场抽放做了大量数据分析。现以处在采面瓦斯条带区域的3号钻场为例进行效果分析:

(1) 从高浓度起点的H值、Y值角度分析。高浓度起点是指单孔瓦斯抽放浓度达到20%以上的起始位置, 优质钻孔是指单孔瓦斯抽放浓度在20%以上的钻孔。反之, 称为高浓度终点和劣质钻孔。

钻孔终孔点在煤层面垂直投影点到风巷距离Y值区间在19.5～24.9m时, 无优质孔, 全为劣质孔。Y值区间在2.2～19.5m时, 全为优质孔, 无劣质孔。

(2) 从钻场单孔抽放浓度角度分析。

从单孔抽放浓度与钻孔终孔点在煤层顶界高度H关系曲线图可以看出, 当钻孔终孔点在煤层顶界的垂直高度H区间在23～25m时, 钻场内平均单孔抽放浓度只有13%, 日抽放瓦斯量平均约为2800m3左右;当H区间在6.0～23m时, 钻场内平均单孔抽放浓度为55%, 日抽瓦斯量平均为8000m3左右。

四、结语

1、在戊8煤层进行高位抽放时, 钻孔终孔点在煤层顶界的垂直高度H的高浓度区间为6.0～23m, 钻孔终孔点在煤层面垂直投影点到风巷距离Y值的高浓度区间为2.2～19.5m。

2、若钻孔深度按100m设计, 钻场间距50m为宜, 钻孔间距可根据孔深的增加和减少进行适当调整。

3、经过试验说明, 增加孔数可以增加抽放量和抽放影响范围, 对于孔深100m左右的钻孔, 每个钻场应设计6～8个孔为宜, 钻孔数量过少不能达到增加抽放量的目的。

4、钻孔终孔点间距布置在4m左右为宜, 过密容易造成孔与孔之间相互干扰, 影响抽放效果。

摘要：通过对近距离煤层综采工作面生产过程中高位抽放钻孔参数与抽放效果对应关系统计分析, 找出最佳抽放钻孔参数, 从而提高高位抽放效果, 减小风排瓦斯压力, 为高产高效矿井建设提供宽松的环境。

关键词：近距离保护层开采,高位抽放,参数,优化应用

抽放参数优化 篇2

真空管道垃圾收集系统关键工艺参数优化设计

摘要：基于水平真空管道内空气-固体垃圾气固两相流压力损失计算关系式,并根据计算结果,探讨压力损失、气流速度及垃圾与空气量输送比这三个关键工艺参数的.关系;最后提出一种计算经济风速及经济气固输送比的方法.本研究成果对真空管道垃圾收集工艺及装置选用及设计有指导意义.作 者：段金明    周敬宣    DUAN Jin-ming    ZHOU Jin-xuan  作者单位：段金明,DUAN Jin-ming(集美大学生物工程学院,福建,厦门,361021)

周敬宣,ZHOU Jin-xuan(华中科技大学环境科学与工程学院,湖北,武汉,430074)

期 刊：真空  ISTICPKU  Journal：VACUUM 年，卷(期)：, 44(1) 分类号：X705 关键词：真空垃圾收集系统    气固两相流    压力损失    经济输送气速   

井下瓦斯抽放参数分析及应用 篇3

顺和煤矿是永煤公司本部建设的第五对矿井, 位于城关镇北20km, 属顺和镇管辖。矿井设计年生产能力0.6Mt/a。2015年4月, 经河南省工信厅批复, 顺和煤矿为煤与瓦斯突出矿井。主采煤层为二2煤层, 煤层厚度0~3.85m, 平均2.17m。直接顶、底板多为细粒砂岩和粉砂岩, 厚层状泥岩 (厚度一般大于0.6m) , 局部为砂质泥岩或层状泥岩。抗压强度一般大于600kg/cm2, 岩石的完整性、稳定性较好, 顶板易于管理, 底板一般不易发生底鼓。布置主、副、风三个井筒, 单水平上、下山开拓方式。采用综合机械化采煤工艺, 一次采全高, 后退式长壁采煤法, 全部垮落法管理采空区顶板。通风系统为中央并列式, 矿井副井、主井进风, 风井回风。

顺和煤矿为单一煤层开采, 不具备开采保护层条件, 区域防突措施主要采取预抽煤层瓦斯措施。矿井地面工业广场及风井底各设置一处瓦斯抽放泵站, 其中地面抽放泵站配备2台2BEC62型水环式真空泵, 抽放能力236m3/min, 井下抽放泵站配备2台2BE1 505-1BG3B型水环真空泵, 抽放能力140m3/min。

矿井目前共布置1个采煤工作面, 3个岩巷掘进工作面。矿井严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》、《河南省煤矿防治煤与瓦斯突出十项措施》等国家、河南省及公司相关规定要求, 制定矿井区域综合防突措施, 矿井区域突出危险性预测、区域防突措施效果检验的参数临界值选用“双六”指标, 即瓦斯含量临界值指标不大于6m3/t, 瓦斯压力临界值指标不大于0.6MPa;采掘生产过程中在区域准掘 (采) 范围内采用工作面预测的方法执行连续的区域验证。

2 井下瓦斯抽放管路参数分析

瓦斯抽放系统的运行情况, 可以通过瓦斯抽放参数测定情况反映出来。每次测定的抽放参数, 均可以从数据变化上看出瓦斯抽放管路存在的问题。

2.1 泵站负压变化

依据目前的瓦斯抽放泵的运行状态和管路配风方式, 泵站负压仍保持在55k Pa。影响泵站负压的原因主要有三点:

(1) 瓦斯抽放源增加或减少。随着采煤工作面的推进, 工作面前方5m范围内的抽放钻孔需要提前拆除。钻孔数量的减少使得泵站负压有所升高, 但升高值为固定增加量, 且增加幅度略小。

(2) 主管路积水或除渣器堵塞;主管路由于抽放孔出水量大或放水器故障, 现场放水不及时, 均可能产生积水。一旦主管路积水, 泵站负压会出现短时间升高现象。

(3) 配气阀打开或关闭。通常情况下有以下3种情况:①增加或减少综采工作面隅角抽放支管时, 对泵站影响较大外, 根据实践数据统计, 综采工作面隅角采用4吋抽放软管抽取采空区瓦斯时, 泵站负压将会产生5k Pa~8k Pa;②该种情况发生次数最多, 主要由于现场人员进行主管路拆除或维护时, 关闭巷道抽放主管路闸阀。施工结束后, 未能及时打开;③当主管路配气阀损坏, 导致配气量增大, 泵站负压将会出现显著减小。

2.2 顺槽抽放参数变化

瓦斯抽放组参数测量周期不超过7天, 是最早发现抽放参数问题的途径。在泵站负压维持在55k Pa~60k Pa时, 2104上下顺槽负压维持在33k Pa~37k Pa, 每组钻孔流量在0.2m3/min~0.3m3/min。

日常出现以下问题:

(1) 管路抽放负压明显偏低, 组负压值低于30k Pa。同时, 伴随泵站负压明显升高。

原因为通向抽放泵站的主管路出现堵塞, 造成抽放系统阻力增加。瓦斯抽放泵由于抽放不畅, 负压升高;顺槽管路受主管路堵塞影响, 抽放钻孔孔口负压降低。

(2) 管路负压正常, 组负压降低, 同时, 从该组向工作面方向的其余各组负压均降低。

原因为该顺槽内抽放支管堵塞、积水。随着采煤工作面的有序推进, 煤层应力逐渐释放, 抽放钻孔塌孔, 如遇注浆不实, 煤粉极易堵塞抽放钻孔, 甚至进入抽放支管, 堵塞抽放系统。

(3) 组负压正常, 流量超过0.3m3/min。这说明该组中, 部分钻孔漏气。

漏气原因可以通过靠近煤壁检查钻孔附近的风流, 出现明显吸风现象或者串孔现象, 均可能造成流量明显增加现象。同时, 靠近孔口的聚氨酯距离孔口少于2m, 造成聚氨酯没能有效封堵泄压区, 也是造成单孔漏气的主要原因。

(4) 各组抽放负压均正常, 个别组抽放流量低。主要原因在于个别钻孔塌孔, 或者下管时里侧聚氨酯未膨胀, 造成抽放钻孔被水泥砂浆封死。这种现象多由于现场操作不当, 注浆人员不如实反映注浆情况。注浆后, 现场无法看出, 只有通过抽放参数的分析, 才能查找原因。

2.3 抽放数据分析

通过各项抽放数据分析发现:采区抽放主管路堵塞现象不明显, 采煤工作面上下顺槽抽放支管堵塞现象严重。主要原因在于放水、清渣不及时, 造成抽放支管堵塞。尤其是工作面推进前方20m范围内, 抽放支管堵塞尤为明显。这也是管路巡查人员需要重点检查处理的关键地点。

3 结论

瓦斯抽放系统是降低煤层瓦斯含量的主要方法。顺和煤矿从2015年3月份抽放系统运行以来, 积累了大量数据。通过抽放数据分析, 发现抽放系统存在的各种问题, 形成了系统的故障排查理论体系。这些经验的统计, 对今后抽放系统管理有着重要的指导作用。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[S].北京:中国煤炭工业协会, 2010.

[2]王德明.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2012.

基于变权的飞机外形参数模糊优化 篇4

根据汪培庄提出的`变权思想及其给出的一组变权公式,分析了变权与变权综合函数的一些性质及变权和常权的异同,最后将变权应用于飞机外形参数的气动力与隐身一体化模糊优化设计,给出了结果对比.

作 者：李敬 李天 武哲 LI Jing LI Tian WU Zhe 作者单位：李敬,武哲,LI Jing,WU Zhe(北京航空航天大学,飞行器设计与应用力学系)

李天,LI Tian(沈阳飞机研究所)

抽放参数优化 篇5

国内外对于采空区瓦斯治理已有较多研究。密闭抽放法、插管抽放法、尾巷抽放法、高位钻孔抽放法等应用较多[2]。各种方法适用性、成本、抽放效率不同, 因此, 不同矿井应该因地制宜, 选取适合本矿井的方法, 确定相关抽放参数进行采空区瓦斯抽放。钱家营矿2074E工作面回采时, 同煤层倾斜下方2075E工作面采空区瓦斯通过裂隙大量涌入2074E工作面采空区, 导致2074E工作面瓦斯浓度大。经过试验比较, 选用高位钻孔抽放法对采空区瓦斯进行抽放。

1 矿井及工作面概况

开滦 (集团) 钱家营矿井井田大部位于河北省唐山市丰南区境内。井田内主要可采煤层有3层, 为煤7、煤9、煤12-1, 均属复杂结构的中厚—厚煤层。该矿井采用立井多水平开拓, 主要生产水平为-600 m水平。2012年度进行瓦斯等级鉴定, 绝对瓦斯涌出量10.247 m3/min, 相对瓦斯涌出量0.934m3/t。该矿井为瓦斯矿井。

2074E工作面位于十采区东翼, 同煤层倾斜下方的2075E工作面已回采完毕, 倾斜上方暂无工程, 上覆及下伏各煤层暂无工程。工作面走向长度1 049.4 m, 倾斜长度190.7 m。该工作面煤层厚度3.30~7.03 m, 平均厚4.9 m, 煤层较稳定, 以亮煤为主, 玻璃光泽。煤层直接顶下部有1层厚0~1.0m的不稳定粉砂岩夹矸。煤层走向在75°~105°, 可采储量1 297 307 t。该工作面采用走向长壁采煤法, 锚网、拱形支架支护。煤尘具有爆炸性, 爆炸指数37.96%。有自然发火倾向, 发火周期12个月。工作面瓦斯绝对涌出量为4.52 m3/min, 二氧化碳绝对涌出量为2.64 m3/min。

2 高位钻孔抽放采空区瓦斯原理

随着工作面的回采, 依据矿山压力规律, 工作面周围的岩层由于受到采动应力场的影响, 在垂直方向自下而上形成垮落带、断裂带和弯曲下沉带。其中断裂带岩层与煤层的孔隙率急剧增大, 裂隙发育明显, 这一采动裂隙发育区是采空区瓦斯运移的主要通道和瓦斯积聚的主要场所, 该区域是瓦斯抽放孔终孔的最佳布孔位置[3]。因此, 高位孔抽采采空区瓦斯就是根据瓦斯的运移规律, 将钻孔的终孔位置依次贯穿采动覆岩的垮落带、断裂带, 将终孔布置在瓦斯大量聚集的带状裂隙区内, 在瓦斯抽放泵负压的作用下, 采空区的高浓度瓦斯被抽出, 从而有效地解决工作面和回风巷的瓦斯超限问题[4]。

3 高位钻孔参数设计

3.1 基本参数关系

高位钻孔瓦斯抽放的主要参数包括计算参数和施工参数两大类 (图1) 。计算参数是通过大量实际资料对终孔目的区进行优化后确定的区间参数, 主要指X、Y、H。施工参数是根据计算参数确定的钻孔现场施工参数, 主要为L、β、α和封孔长度L'[5]。

图1中OA为钻孔, 平面OEB为水平面, 平面OBD为煤层面, OB为回风巷。X为钻孔轴线在回风巷方向的投影长度;Y为钻孔终孔点在煤层面垂直投影点到回风巷的距离;H为钻孔终孔的垂直高度;L为钻孔孔深 (长度) ;α为钻孔水平投影线与回风巷的夹角;β为钻孔仰角;L'为钻孔的封孔长度。

3.2 钻孔垂直高度确定

根据矿压理论和瓦斯运移规律, 将高位钻孔的终孔位置布置在离层区竖向的垮落带以上、断裂带范围之内以抽放采空区瓦斯。垮落带理论高度Hm的计算公式:

式中, h为采高, 取2.1 m;k为垮落岩石的平均碎胀系数, 取1.25;θ为煤层的平均倾角, 取8°。

断裂带理论高度Hl的计算公式:

其中, a、b、c为待定常数[6], 需依据煤矿设计规范确定 (表1) 。

因此, 由上述分析可知, 钻孔垂直高度H应为:

计算得:垮落带理论高度为8.48 m, 断裂带理论高度为24.57~35.77 m。根据理论计算得出, 高位钻孔理论高度应在8.48~35.77 m。

3.3 2074E工作面高位钻孔设计

根据2075E抽放管路抽放瓦斯效果以及理论计算分析得出2074E工作面瓦斯抽放钻孔技术要求如下:

(1) 钻场间距、工程量及施工安排。回风巷施工23组瓦斯抽放孔, 钻场间距为45 m, 每个钻场内施工6个钻孔, 孔深53.9~90.5 m。设计工程量为9 895 m, 要求1个钻场内钻孔施工不超过14 d。

(2) 孔径。钻孔孔径为75 mm。

(3) 钻孔开孔位置、间距情况。 (1) 钻孔开孔标高距巷道底2 m; (2) 同一钻场内每个钻孔的开孔间距为0.6 m, 终孔间距为5~7 m; (3) 钻孔终孔位置距离煤层顶板20~23 m。

(4) 封孔。封孔选用瓦斯封孔剂封孔, 封孔长度等于7 m。

2074E工作面及高位钻孔布置如图2所示, 1号钻场施工参数见表2。

4 抽放设备选型

(1) 必抽瓦斯量计算。根据工作面的瓦斯涌出量和风排瓦斯量来确定必抽瓦斯量。必抽瓦斯量大于等于工作面瓦斯绝对涌出量与风排瓦斯量的差值, 即:

工作面风排瓦斯量按风量为20 m3/s、瓦斯浓度为0.3%计算, 其风排瓦斯量为3.6 m3/min。工作面绝对瓦斯涌出量为11 m3/min, 因此, 必抽瓦斯量为7.4 m3/min。

(2) 管径计算。

其中, V为瓦斯在管路中的流速, 取15 m/s。经计算D=0.229 m, 选择内径300 mm的PEC管, 符合抽放要求。

(3) 管路阻力 (H总) 计算。

式中, H摩为阻力损失;L为管路长度;Q为瓦斯流量;D为管道内径;k为与管径有关的系数 (取值见表3) ;H孔口负压=12 500 Pa。

(4) 瓦斯泵流量计算。

式中, C为预计抽采出的瓦斯浓度 (20%) ;η为备用系数, 取80%。

经计算QP=92.5 m3/min。根据要求选择2BEC-40型水环式真空泵, 其额定流量105 m3/min, 满足抽放要求;其抽放负压不小于24 050 Pa, 满足抽放要求。

(5) 抽放设备选择及系统布置。采用十采区瓦斯泵站2台型号为2BEC-40的105 m3水环式真空瓦斯抽放泵对高位钻孔进行抽放。系统布置为:十采区瓦斯泵站经十采区轨道山至十采区二中7s口采用Ø300 mm的PEC管, 与2074E回风巷的抽放管路搭接。2074E回风巷全部采用2趟Ø159 mm的PEC管抽放高位钻孔瓦斯。抽放路线分别为: (1) 负压侧:-600 m十采区泵站→十采区联络巷→十采区轨山→十采区二中轨斜→2074E回风边眼→2074E回风巷→2074E工作面。 (2) 正压侧:-600 m十采区泵站→十采区联络巷→1301轨山车场→1301轨山。

5 抽放效果

高位抽放孔月瓦斯抽放量见表4。从表4可以看出, 2074E工作面高位孔抽放浓度平均稳定在10%左右, 抽放效果良好。2074E工作面抽放前后瓦斯浓度对比如图3所示。

6 结论

通过以上分析和实践过程, 确定2074E工作面高位钻场进行瓦斯抽放时的技术参数。依据顶板来压步距认为, 钻场间距在45 m为最佳。根据抽放量的对比结果得出结论, 每一个钻场中的钻孔数目为6个。考虑钻场间距, 并同时要保证一定钻场的重叠长度钻孔孔深在65 m左右最为合理。抽放负压维持在0.06 MPa左右较好。

经过高位钻孔对采空区瓦斯抽放, 2074E工作面回风瓦斯浓度下降到0.3%以下, 上隅角瓦斯浓度也稳定在0.5%以下, 有效解决了工作面瓦斯浓度大的问题。

摘要：为防止钱家营矿2074E工作面采空区瓦斯向工作面大量涌出造成工作面瓦斯浓度超限, 对采空区实施高位钻孔抽放瓦斯。依据高位钻孔设计理论和以往抽放经验, 进行抽放钻孔参数设计和抽放设备选型。采空区经高位钻孔抽放瓦斯后, 工作面瓦斯浓度下降到0.3%以下, 解决了工作面瓦斯浓度超限的问题。

关键词：采空区瓦斯,高位钻孔,钻孔参数,抽放设备

参考文献

[1]朱红青, 张民波, 王宁, 等.Y型通风高位钻孔抽采被保护层卸压瓦斯研究[J].煤炭科学技术, 2013, 41 (2) :56-59.

[2]许福利.顶板高抽巷在鸡西矿区的应用[J].煤炭技术, 2010, 29 (3) :127-129.

[3]朱红青, 张民波, 冯世梁, 等.高位孔抽采上被保护层卸压瓦斯的研究及其应用[J].中国安全科学学报, 2013, 23 (2) :92-96.

[4]李晓泉.采空区高位钻场与高抽巷瓦斯抽放方法对比及实例分析[J].煤矿安全, 2010, 41 (5) :122-125.

[5]马旭东.单一高瓦斯低透气煤层采空区瓦斯抽放技术[J].煤炭技术, 2011, 30 (3) :114-115.

抽放参数优化 篇6

1.1 围岩松动圈的理论

围岩松动圈就是在岩体中开凿巷道后, 破坏了原来地应力的平衡, 围岩在次生应力的作用下产生的松弛破坏带, 松动圈反映了巷道围岩普遍存在的客观物理力学状态, 它由松动圈、过渡带和原岩三层组成。

围岩松动圈理论在地下空间开发利用领域已得到广泛的认可和运用, 特别是松动圈支护理论已经广泛运用到铁路隧道、公路隧道、井下巷道的支护方面, 对煤矿井巷工程等支护及顶板稳定提供了可靠依据。

1.2 围岩松动圈的地球物理特征

巷道开挖后, 在围岩中产生应力集中现象, 如果围岩应力大于岩体强度, 围岩将产生破坏和变形, 在岩壁附近处应力超过岩体强度时, 岩体进入塑性变形, 产生裂隙和应力释放, 于是巷道周围出现了比原始应力低的应力降低区, 再往里岩体内应力出现一个高峰区, 称应力集中区, 继续往里应力接近原始状态, 基本上不受巷道挖掘的影响, 成为原始应力区, 应力降低区的岩体强度大大减弱, 同时会产生裂隙, 因而不稳定, 这样就在岩体中形成了松动圈。

围岩松动圈的大小范围主要与围岩性质强度和围岩应力有直接关系, 同时, 巷道断面的形状与大小、巷道的爆破方法、掘进开挖方式也是围岩松动圈的主要影响因素, 另外, 在煤层中围岩松动圈还受到穿层钻孔条带抽放孔的影响。

所以测定围岩松动圈, 消除松动圈的漏气影响因素, 确定封孔范围, 大大提高煤层瓦斯抽采效果。

2 围岩松动圈的测定方法

2.1 多点位移计法

多点位移计法, 用于测量结构物深层多部位的位移、沉降、应变、滑移等, 适用于长期埋设坝、堤、边坡、隧道等构筑物内。多点位移计 (顶板离层仪四测点式) 是检测巷道顶板岩层分离时所产生位移量的专用仪器。当被测结构物发生变形时将会通过多点位移计的锚头带动测杆, 测杆拉动位移计产生位移变形, 变形传递给振弦式位移计转变成振弦应力的变化, 从而改变振弦的振动频率。电磁线圈激振振弦并测量其振动频率, 频率信号经电缆传输至读数装置, 即可计算出被测结构物的变形量。可以得出围岩中不同深度岩石向巷道内收敛的情况, 得出围岩松动带、过渡带、完整带, 测出围岩松动圈的厚度范围。

多点位移计法测围岩松动圈方法直观可靠, 但是测试时间长、工作量大, 适用于顶板离层观测, 用于煤层抽采钻孔封孔方面测定时, 由于测试时间长, 影响封孔时间。

2.2 声波法

声波在岩 (煤) 体传播过程中, 波速与岩体结构、力学性质、空隙率有明显对应关系, 波速随裂隙的发育波阻抗增大而降低, 对同一岩 (煤) 体来说, 波速高则围岩完整性好, 波速越低则围岩发生了破坏存在裂隙越发育。测定围岩不同深度的波速值, 就可以推断巷道围岩松动圈的厚度。

2.3 地震波法

2.3.1 层析成像法

用层析成像法测定煤层巷道围岩松动圈, 利用地震波穿过不同波阻抗的介质界面的波速不同的特点, 将检波器安置到抽放钻孔内, 然后用震源在孔边激发高频地震波, 孔中检波器采集到一组震动波形数据。岩 (煤) 体松动变形越严重裂隙越发育, 采集到的波速或频率越低, 记录数据由凌空面向里波速或频率从低逐渐增大到某一原值。松动带岩石相对较破碎, 岩石波速相对较低, 过渡带岩体完整性逐渐变好, 波速由低到高渐变至原岩的波速。所以对围岩的弹性波速变化进行测定, 根据波速变化的情况层析成像, 得出围岩松动圈的厚度。

2.3.2 透射波法

利用地震波的透射波穿过不同波阻抗的介质界面的波速不同的特点, 在钻孔内激发, 巷道岩 (煤) 壁接收, 或者在巷道激发, 孔径较大钻孔内接收透射波, 根据波在完整煤层和松动圈波速不同的特点, 测出不同透射波的传播, 解析出煤层的围岩松动圈。

2.3.3 反射波法

利用地震波的反射波在不同波阻抗的介质界面的波速不同的特点, 巷道激发点激发, 通过安设在巷道岩 (煤) 壁绑上的检波器接收反射波, 根据波在完整煤层和松动圈波速不同的特点, 测出不同反射波的传播, 解析出煤层的围岩松动圈。

2.4 地质雷达法

利用地质雷达从巷道向岩 (煤) 体内高频电磁脉冲波, 根据在围岩内部界面上产生的反射波探测裂隙的位置。地质雷达法无需钻孔, 测试精度高, 可以在施工抽放孔前测定, 施钻结束即可快速封孔, 但是仪器昂贵, 煤矿基本不具备该设备, 测试成本高。

2.5 钻孔摄像法

利用全景数字摄像技术和图像处理测试钻孔的完整性, 从而测出围岩松动圈, 但是该方法适用于容易成孔的岩石钻孔, 不适用于煤层钻孔, 且操作复杂, 仪器昂贵。

综上所述, 围岩松动圈的测定方法较多, 应用广泛, 理论比较成熟。但是为了确定瓦斯抽放钻孔的有效封孔范围, 测定采煤工作面煤层松动圈的方法只有声波法和地震波层析成像法的物探方法较为实用和有效, 其中地震波层析成像法测定煤层松动圈最直观, 效果最好。

3 瓦斯抽采钻孔的封孔长度确定

封孔方法的选择应根据抽放及孔口处煤 (岩) 层位、岩性、构造等综合因素确定, 因地制宜选用新方法、新工艺及封孔深度, 封孔材料有膨胀水泥、聚氨酯玛丽散等, 近水平或缓倾斜煤层的顺层钻孔一般采用聚氨酯分段封孔 (见下图) 。

《防突规定》要求穿层钻孔封孔深度大于5m, 顺层钻孔封孔深度大于8m。实际上不是全程都要封8m。封孔范围长度要根据工作面煤层围岩松动圈的大小范围、煤层坚固性系数等方面来确定。

所以测定围岩松动圈后, 能够为煤层抽放钻孔封孔参数优化设计提供依据, 消除煤层松动圈的漏气影响, 确定封孔范围, 封孔只需要封住过渡带以里的完整煤层, 就能确保封孔质量。

结语

(1) 煤矿工作面煤层围岩松动圈的影响因素主要有:煤层坚固性系数、煤层围岩应力、巷道断面的形状与大小、巷道的爆破方法、掘进开挖方式、穿层钻孔条带抽放孔松动带。

(2) 围岩松动圈的测定方法主要有:多点位移法、声波法、地震波层析成像法、透射波法、反射波法、地质雷达法、钻孔摄像法等等, 利用抽放钻孔测定煤层松动圈的最直观有效的是地震波层析成像法。

(3) 测定了工作面煤层围岩松动圈, 得出封孔范围, 结合煤层的坚固系数, 为煤层抽放钻孔封孔参数优化设计提供依据, 能够确保在过渡带以里的完整煤层进行封孔, 保障封孔质量, 同时大大减少封孔材料, 对实现煤层瓦斯预抽大大提高抽采效果。

摘要：为了更准确掌握煤矿瓦斯抽放钻孔的封孔段的位置, 为煤矿瓦斯抽采钻孔封孔设计、方案提供可靠参数和依据, 基于文献调研及煤矿井下的实际情况, 梳理出了围岩松动圈的概念、影响因素及围岩松动圈的测定方法。

关键词：围岩松动圈,测定,瓦斯抽采钻孔,封孔范围

参考文献

[1]王俊如.工程与环境地震勘探技术[M].北京地质出版社, 2002.

[2]蔡成果, 等.围岩松动圈地球物理方法检测[J].西部探矿工程, 2004, 7:87-89.

杨柳煤矿瓦斯抽放系统调整与优化 篇7

杨柳煤矿位于安徽省淮北市濉溪县境内, 在濉溪县南部, 杨柳集附近是其中心位置, 向东北距宿州市约21km。矿井南部以杨柳断层为界, 与孙疃井田接壤;北部以小陈家、大辛家断层为界, 与临涣煤矿毗邻;西部以4勘探线和太原组一灰顶界露头线为界;东部至31煤层-1000m水平投影线和39482200经线。井田南北长约9km, 东西宽约3~9km, 勘探面积约60.4km2。

2009年3月杨柳煤矿8煤层、10煤层经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室鉴定为突出煤层, 2012年瓦斯等级鉴定结果:全矿井65.58m3/min, 最大相对瓦斯涌出量37.76m3/t, 依此为据确定杨柳煤矿为煤与瓦斯突出矿井。

2 瓦斯抽放系统的基本情况

为加强瓦斯治理, 确保矿井安全生产, 杨柳煤矿先后建成地面、井下两大瓦斯抽放系统, 地面永久抽放系统装备2台2BEY67-00型水环式真空泵 (电动机功率为630KW, 额定抽放能力为440m3/min) 和2台2BE1-353型水环式真空泵 (电机功率160KW、抽放能力为80 m3/min) , 2台2BEY72型水环式真空泵 (电机功率1000KW、抽放能力为600m3/min) 。

井下设有移动泵站2个, 东翼和北翼移动泵站, 东翼移动泵站装备2BE1-353和2BE1-303型水环式真空泵各两台, 一用一备;北翼移动泵站装备2BE1-353型水环式真空泵各两台, 一用一备。

2013年以前, 抽放系统能满足瓦斯治理需要。随着矿井的开拓和延伸及采区的实际生产情况, 地面永久抽放系统在2013年新增2台2BEY72型水环式真空泵 (电机功率1000KW、抽放能力为600m3/min) 。井下抽放系统, 将在106采区再建一套移动泵站 (2BE1-353型水环式真空泵) 。所有扩能改造完成后矿井总额定抽放能力将达到1370m3/min。

3 调整与优化前的抽放系统

3.1 泵站分布及抽放范围

(1) 井下东翼泵站抽放:1061机抽巷2#管路、1063机抽巷、1065机抽巷、10414风抽巷2#管路; (井下东翼低浓瓦斯→东翼泵站→东总回→排至东风井)

(2) 井下北翼泵站抽放:1071风抽巷、1071机抽巷; (井下北翼瓦斯→北翼泵站→北总回→排至中央风井)

(3) 地面泵站400泵抽放:1061机抽巷1#管路、10416风巷1#管路、10416风巷2#管路、10416机巷1#管路、10414风抽巷1#管路、10412机巷2#管路、10412机抽巷2#管路、10412风巷2#管路、10410机抽巷2#管路、10410机抽巷1#管路 (井下东翼高浓瓦斯→东总回主瓦斯管路→北总回主瓦斯管路→中央风井→地面泵站) 。

(4) 地面泵站80泵主抽地面瓦斯井。

3.2 调整优化前抽放系统存在的问题

(1) 各自抽放, 小泵能力不足, 大泵能力得不到充分利用;

(2) 泵体机械得不到按期检修;

(3) 不能实现系统内各泵相互倒换调整, 抗灾的能力差;

(4) 工作面上隅角老塘抽放不能实现独立抽放, 上隅角瓦斯超限时不能得到很好的控制。

4 调整优化的基本方案

为解决问题, 我们会同有关技术人员。根据井下瓦斯抽放管路布设, 提出优化瓦斯抽放系统多套瓦斯抽放泵互换, 一泵多抽的管路改造和系统调整方案。

4.1 分区域抽放

地面一期泵站主抽北翼高低浓瓦斯、兼抽地面瓦斯;地面二期泵站主抽东翼高低浓瓦斯;井下移动泵站分别负责各区域工作面老塘及上隅角的独立抽放;地面80泵用作备用抽放。初步形成“一期抽北带地面, 二期抽东管一片, 老塘依靠移动站”的总体抽放格局。

4.2 系统互联

为确保抽放系统灵活性、可靠性, 务必实现抽放系统的互联, 做到地面抽放系统之间、地面抽放系统和井下抽放系统之间既可以独立抽放, 也可以相互切换, 交替抽放。

(1) 地面泵站抽放系统互联方案

一期泵站80泵进气侧安装分支管路与400泵联通, 实现一期泵站内部系统交替;调节一期泵、二期泵进气侧闸阀, 实现一期泵、二期泵之间的交替抽放。

(2) 地面泵和北翼移动泵互联方案 (107采区)

在北翼泵站进气侧将107采区管路同时与北翼移动泵、地面抽放泵系统联通, 并加装闸阀, 通过闸阀控制管路内瓦斯流向, 实现地面泵系统和北翼移动泵的交替抽放。

(3) 地面泵和东翼移动泵互联方案 (104采区、106采区)

在东总回两趟12寸管路和一趟20寸管路上设置相应闸阀并相互联通, 通过调节闸阀, 即可实现地面泵和东翼移动泵的交替抽放。

5 实施效果

5.1 发挥机械效能, 实现连续抽放

多套瓦斯抽放泵, 由于功率不同, 其效能不一, 各各泵独立抽放, 小泵显示能力不足, 大泵功率得不到充分利用, 有时随着工作面推进, 有的抽放点仅能抽较少的钻孔, 造成浪费, 现在实现抽放互换, 根据实际情况, 可实时进行管路调节, 不仅节省费用, 也为机械检修赢得时间。

5.2 保证了安全生产

根据抽放难易程度, 瓦斯量大小及时调节, 确保采面矿井安全生产。井下瓦斯抽放, 由于地点不同, 瓦斯抽放的难易程度和量的大小不一, 例如底板巷的穿层钻孔, 老塘埋管, 高位钻场等由于瓦斯流动路线长, 阻力大, 则需大功率抽放泵;如10416及10412工作面在生产期间, 继续用大泵抽, 负压高、能力大, 则易形成漏风氧化区, 对防灭火不利, 所以采用低功率的移动泵进行抽放能够满足防范上隅角瓦斯超限的基本要求。

5.3 节能降耗, 提高经济效益

优化抽放系统, 集中抽放调控, 减轻工人劳动强度, 操作方便、快捷, 根据抽放地点瓦斯状况及工作面推进度以及回收封闭等瓦斯抽放情况, 能用一套泵时不用两套泵, 能用小功率泵可解决瓦斯流量的不用大功率泵抽放, 所以根据井下实际情况, 实时进行抽放调控, 对节资降耗提高经济效益非常重要。

5.4 完善的抽放系统抽出大量的瓦斯资源被综合利用

现我矿建设一座装机容量累计达8000KWh低浓瓦斯发电厂, 自2010年以来, 已经累计发电量达1.1亿度, 利用瓦斯总量约5000万立方米, 创造价值超过6000万元。

摘要：本文通过调整优化瓦斯抽放系统, 实现分区域抽放、多套瓦斯抽放泵互换、一泵多抽的管路调控系统, 发挥机械效能, 提高矿井的抗灾能力, 保证了安全生产。

抽放参数优化 篇8

裴沟矿通风方式为混合式通风, 通风方法为抽出式。副井、深部立井为进风井, 中央风井、陈沟风井为回风井。

矿井建立有地面一套瓦斯筹采系统, 服务于32003综放面, 抽采泵型号为2BEF42型 (一备一用) , 抽采额定排气量8316m3/h。电机功率185Kw, 极限真空度0.016Mpa;

抽采方法为高抽巷抽采, 抽房巷断面2.2×2.2m木棚支护, 沿煤层顶板施工, 与工作面垂直净间隔4m。

主管路为16存镀锌螺纹钢管, 长度1200米, 支管为12存镀锌螺纹钢管, 长度1000米, 瓦斯钻孔深度536米, 直径400mm。

目前抽采情况:抽采流量93m3/min, 抽采浓度为8%, 抽采负压30Kpa, 抽采瓦斯纯量7.1 m3/min, 工作面配风量860 m3/min, 生产时回风流瓦斯浓度0.7%, 工作面煤层平均厚度10m。

对裴沟矿抽放管路进行优化有利于提高抽放系统的工作能力, 提高抽放负压和浓度。一个良好、完善的瓦斯抽放系统应该符合瓦斯抽放原则。在矿井运行初期, 瓦斯抽放系统是符合瓦斯抽放原则的, 但随着开采深度、工作面的变化, 就会出现不合理的现象, 因此必须进行优化。

1 矿井抽放网络图理论

矿井抽放系统很复杂, 我们把抽放系统绘制成抽放系统图和抽放网络图。矿井瓦斯抽放系统图 (简称抽放系统图) 和矿井瓦斯抽放网络图 (简称抽放网络图或抽放网络) 是矿井抽放工作中的两个非常重要的图件。矿井抽放系统图能直观地反映抽放管路的位置、长度和连接关系, 以及抽放附属设备的安设位置。通常可以在抽放系统图上标注抽放管路的名称、长度、直径、阻力、流量、瓦斯浓度等参数, 给日常抽放管理工作带来极大的方便。抽放网络图是抽放系统的抽象表示。按照图论的概念, 抽放网络图和抽放系统图是同构的, 二者具有相同的节点数和分支数, 节点与分支之间的关系相互对应, 对应分支具有相同的权值。抽放网络图的特点是图形本身只需要反映出节点和分支的数目及二者之间的连接关系。节点的位置和分支的长度与管路交叉点的位置和管路的实际长度没有关系, 管路的长度只作为抽放网络图的一个权值而不由分支长度来反映。总之抽放网络图是用图论的概念和方法来表示抽放系统图、并籍以利用图论的理论和方法来分析矿井抽放系统、解决抽放系统抽放量、阻力等问题。抽放网络图是有向赋权连通图。每个分支都有确定的方向, 每个分支都有流量、阻力等权值, 任何两节点之间都至少存在一条有向路径。

矿井瓦斯抽放系统图也是用点的集合和线的集合来表示其图形的, 记为G= (V, E) 。其中V为结点的集合, 它所含的结点数为︱V︱=m;而E为边的集合, 它所含的边数为︱E︱=n。若不考虑各结点的位置, 并按抽放管道与各交汇点之间的连接关系, 连接边eK= (ui, vi) 使所构成的图形中除结点以外没有交边或交边最少。于是, 图G是一个平面图, 它完全反映了抽放系统中瓦斯流动的线路结构。由于矿井瓦斯抽放系统是一个有向连通体系, 所以在相应的瓦斯抽放网络图中, 瓦斯流动方向标定相应的边的方向, 其有向边称为弧。如把瓦斯抽放管道中的有关参数 (如阻力、流量、长度、断面积等) 对应相应的边, 则就形成了矿井瓦斯抽放网络图。矿井抽放网络图的绘制:任取对应于抽放系统中某一瓦斯交汇点的一个结点, 按其与弧的关联关系逐一加入各弧, 从而得到其相邻的结点, 并不断挪动各相邻结点的位置, 使各弧尽可能地不在结点以外相交。这样依次将各结点和弧加入图内, 而得到一个平面图, 即矿井抽放网络图。

2 矿井抽放网络内瓦斯流动的基本规律

在通常的情况下, 瓦斯沿管道流动时, 视为稳定状态。所以在矿井抽放网络中, 瓦斯的流动遵循以下的规律。

2.1 能量守恒定律

由伯努里方程所反映的能量守恒定律, 表示了瓦斯沿管道流动时的能量损失与各管道阻力的关系。即

式中P1、P2——断面1和断面2上的流体静压, 毫m水柱;

Z1、Z2——断面1和断面2相对于基准面的高度, m;

γ1、γ2——断面1和断面2上的气体平均重率, 公斤/m3

V1、V2——断面1和断面2上的平均流速, m/秒;

g——重力加速度, m/秒2;

h1～2——1立方m瓦斯从断面1流到断面2时的能量损失, 毫m水柱。

将式 (1) 整理可得:

式 (2) 表明:每一断面上瓦斯具有的总能量为该断面上瓦斯的静压能、位能和动能之和, 瓦斯在管道中从断面1到断面2的总能量损失, 正用以克服这两个断面间的瓦斯阻力, 在瓦斯抽放过程中消耗的能量需要由瓦斯抽放泵来提供。

2.2 阻力定律

瓦斯从抽放管道的一个断面流向另一断面时会产生摩擦阻力, 抽放对瓦斯流动所产生的阻力的大小, 取决于瓦斯的流态、流量、管道壁的粗糙度和管道尺寸, 反映为如下的关系式:

式中:Hm——管道中瓦斯流动损失阻力, Pa;

Q——管道中瓦斯的平均流量, m3/h;

γ——混合瓦斯对空气的密度比;

L——管路长度, m;

K——系数;

D——瓦斯抽放管内径, cm。

瓦斯在抽放管路中流动时不仅会产生摩擦阻力还会产生局部阻力, 在抽放瓦斯工程设计和实际工作中可以用概算法计算管路的局部阻力, 此时的局部阻力可按摩擦阻力的10%-20%计算。

2.3 流量平衡定律

瓦斯在管道流动过程中, 其温度和压力总是不断变化的。严格来讲, 一段管道的始末两点的瓦斯密度是会发生变化的, 所以体积也发生变化。但是, 对于工程计算, 完全可以忽略体积变化。所以在稳定的流动过程中, 在瓦斯抽放系统的某一回路中, 流入该回路的瓦斯流量等于流出该回路的瓦斯流量。即矿井瓦斯抽放网络中, 与结点相关联的各流量代数和为零。

即:undefined

式中:bi——抽放系统中i点的元素值;

Qi——经过i点的瓦斯流量。

2.4 压力平衡定律

在矿井瓦斯抽放网络中, 任一回路所含各管道的阻力代数和恒等于该回路抽放动力和。即∑hi=∑Pi, 其中hi为回路中第i分支的阻力;Pi为回路中第i分支的抽放动力。

3 瓦斯抽放系统优化原则

瓦斯抽放管路系统布置要符合以下原则:

(1) 瓦斯抽放管路要敷设在曲线段最少、距离最短的巷道中;

(2) 瓦斯抽放管路应安装在不易被矿车或其它物体撞坏的巷道或位置上;

(3) 当抽放设备或管路一旦发生故障时, 抽放管路内的瓦斯应不至于流入采掘工作面或机房内;

(4) 瓦斯抽放系统的阻力应该分布均衡, 各抽放工作面的负压要达到抽放要求的负压, 不能太大也不能太小;

(5) 应考虑运输、安装和维修工作的方便;

(6) 管路敷设要求平直, 避免急弯。

4 裴沟矿瓦斯抽放系统优化

4.1 裴沟矿管路阻力计算

裴沟矿瓦斯流量为93m3/min, 即5580 m3/h;管路分别为12寸和16寸, 即30cm和40cm, 并且根据管路直径通过查表可以得到系数K=0.71;管路抽房瓦斯浓度为8%, 通过查表得密度比r=0.964。

图1是裴沟矿32003工作面瓦斯抽放管路走向示意图, 其中1点为抽放管路的起点, 它位于32003上付巷的中部, 2点为联络巷-110水平处, 3点为钻孔连巷, 4点为管路在地面的出口, 5点为泵房, 1-2的管路直径为12寸, 2-3、3-4、4-5的管路直径均为16寸。

由以上数据, 根据摩擦阻力公式3以及局部阻力计算方法 (局部阻力, 按照摩擦阻力的15%进行计算) , 我们可以计算得到裴沟矿抽放管路的阻力, 如下表1。

根据表1中各管路的阻力, 我们可以得到管路的阻力分布图, 如图2。

4.2 抽放管路优化方案

根据阻力计算, 裴沟矿瓦斯抽放管路的总阻力为22448.6Pa, 而抽放负压为30Kp, 远远大于管路的总阻力, 因此, 可以把瓦斯抽放出来。

由于抽放负压远远大于瓦斯抽放管路的总阻力, 因此, 我们可以提高瓦斯的流量, 93-110 m3/h均可保证瓦斯的正常抽放。

参考文献

[1]林柏泉, 张建国.矿井瓦斯抽放理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.

[2]林柏泉, 崔恒信.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1998, (9) .

抽放参数优化 篇9

新义煤矿为煤与瓦斯突出矿井, 根据2009年开始实施的 《防治煤与瓦斯突出规定》的有关要求, 针对矿井的实际开采情况, 提出“区域防突措施先行、局部防突措施补充”和“不掘突出头、不采突出面”的理念, 强调突出煤层必须采取区域综合防突措施, 加大对瓦斯突出的治理力度, 并达到规定标准后方可进行作业。由于矿井井田范围内只有二1煤层可采, 所以, 不具备开采保护层实现区域消突的条件, 只能采取布置底板抽放巷, 利用穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽进行消突。由于底板抽放巷从开始掘进直到废弃, 周围围岩要经历掘进期间应力重新分布及回采期间动压的影响, 尤其是在工作面回采过程中, 回采引起的动压以一定的方式向煤层底板进行传递, 导致底板巷道围岩重新分布, 从而引起巷道围岩持续变形。而且底板抽放巷与煤层间的垂距、平距等参数直接影响到穿层钻孔的工程量及瓦斯抽放效果, 所以, 合理选择底板抽放巷的层位对保证瓦斯抽放效果及降低巷道维修费用具有重要的意义。

2矿井地质概况

新义公司井田属新安煤田, 一水平标高- 305 m、埋深达到700 m, 井田内可采煤层仅有山西组的二1煤, 其他煤层均不可采。二1煤层厚度变化大, 具有短距离内急剧变化的特点, 煤层厚度0 ~ 15. 47 m, 平均4. 81 m, 煤层平均倾角5°, 煤体极其松软、硬度系数f值平均仅0. 2, 属大采深三软煤层。煤层伪顶为泥岩和炭质泥岩, 厚度0 ~ 1. 3 m, 局部发育; 直接顶为砂质泥岩, 厚度2 ~ 6 m, 不稳定, 老顶为细砂岩或中砂岩, 厚度≥6 m; 直接底为粉砂岩, 厚度6 ~ 10 m; 老底为硅质泥岩, 平均厚度2. 5 m, 硬度系数f > 10。 矿井煤层绝对瓦斯涌出量为21. 71 m3/ min, 相对瓦斯涌出量9. 38 m3/ t, 为煤与瓦斯突出矿井, 二1煤尘有爆炸危险性, 属不易自燃煤层。

3新义煤矿底抽巷位置选择

3. 1底抽巷位置选择的理论依据

3. 1. 1层位及垂距的选择

根据12021工作面实际地质情况, 在煤层底板存在一层比较稳定的粉砂岩, 厚度平均约为8 m, 老底为硅质泥岩, 硬度大, 不易布置底抽巷, 所以, 考虑到岩层层位、煤层安全距离及巷道掘进的难易程度, 将底抽巷布置在粉砂岩层中, 与煤层底板保持6 ~ 10 m的安全距离。

3. 1. 2内外错布置选择

由于工作面北部为井田边界, 而且底板抽放巷内错布置时, 当工作面采过后, 底抽巷处于采空区下方, 巷道始终处于卸压状态, 利于底抽巷的维护。所以, 将底抽巷布置选择为内错布置。

3. 1. 3底抽巷平距的选择

实践表明, 煤层透气性系数、钻孔抽采负压、钻孔密度等因素与煤层预抽瓦斯的效果密切相关, 只是影响程度有所不同。 经过采动过后的煤层, 煤层的渗透系数急剧增加, 煤层瓦斯渗流速度增大, 瓦斯涌出量也随之增加。因此, 在选择底抽巷水平距离时, 要充分考虑到底抽巷对欲掘进煤巷位置极其附近的卸压作用, 卸压越充分越有利于瓦斯抽放及煤巷的安全快速掘进。

图1为在数值模拟环境下12021工作面轨道顺槽底板抽放巷道掘进后, 在已掘底抽巷前方10 m、迎头正上方和迎头后方10 m的未采煤层的采动影响情况。

当分析断面在底抽巷迎头后方10 m时, 上部煤层卸压比较充分, 煤层最大垂直位移量为4. 1 mm, 当距离底抽巷中线15 m左右时, 煤层垂直位移有减缓的倾向; 当分析断面在底抽巷迎头正上方时, 上部煤层卸压略弱于- 10 m时的影响程度, 此时煤层最大垂直位移量为2. 3 mm, 当距离底抽巷中线10 m左右时, 煤层垂直位移有减缓的倾向; 当分析断面距离底抽巷迎头正前方10 m时, 上部煤层基本不受采动影响, 煤层垂直位移很小, 此时煤层最大垂直位移量为0. 7 mm。所以底抽巷对于顶部的煤层卸压和防治瓦斯突出, 起到了积极的作用。并且由图1可知, 在底抽巷布置在10 m时, 底抽巷距离煤层顺槽的水平距离应尽量在10 m范围之内, 因为此时, 底板抽放巷道对煤层的卸压作用最强烈。因此, 新义煤矿将平距选为6 m的安全值是合适的。

3. 2新义煤矿底抽巷的布置形式

12021工作面轨道顺槽底抽巷设计长度627 m, 布置在二1煤层底板的粉砂岩中, 与轨道顺槽呈内错布置, 错距 ( 中—中) 6 m, 掘进过程中巷道顶板距二1煤层底板保持8 ~ 10 m的安全岩柱, 设计长度579. 3 m, 如图2为12021工作面轨道顺槽底抽巷的实际布置情况。其主要作用是通过穿层钻孔预抽轨道顺槽条带煤层瓦斯, 保证12021轨道顺槽安全掘进。轨道顺槽底板巷每隔30 m布置1个钻场, 在钻场内布置钻孔, 进行冲孔并连管预抽皮带顺槽瓦斯。

4新义煤矿底抽巷防突设计及其应用

12021轨道顺槽区域防突措施采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+ 水力冲孔卸压增透区域防突措施, 具体设计如下。

1) 钻孔控制范围: 控制巷道两帮各15 m, 总控制宽度36 m, 两钻场间距为30 m, 钻孔控制交叉距为5 m, 控制长度为35 m。则措施孔控制范围为36 m × 35 m。

2) 孔底间排距及钻孔数量: 根据水力冲孔经验, 钻孔水力冲孔后近3 d的有效影响半径在6 ~ 8 m之间。因此, 在轨道顺槽两帮15 m范围内, 采用间距6 m的网格式冲孔+ 抽放钻孔 ( 钻孔间距为终孔点间距) 。根据底板巷掘进进度, 穿层钻孔施工设计方式分两种, 具体如下。

( 1) 有钻场的巷道段钻孔布置: 每个钻场内布置7排、6列, 共42个孔, 孔径133 mm。

( 2) 没有钻场的巷道段钻孔布置: 在正巷每6 m布置1列钻孔, 每列7个钻孔。

底板抽放巷穿层钻孔瓦斯抽放量及12021工作面轨道顺槽掘进过程中煤体残余瓦斯含量及瓦斯涌出量有三个方面检验抽放效果。1通过现场检测数据分析, 钻场中钻孔控制交叉距为5 m, 抽放时间为2个月, 共抽放瓦斯量为21. 3 × 104m3, 抽放率达到50% , 效果较好。2通过对轨道顺槽掘进期间煤壁前方残余瓦斯含量进行测定 ( 共测15个循环, 每个循环的进尺为30 m) , 所测15次残余瓦斯含量的平均结果为6. 5 m3·t- 1。 3掘进过程中, 顺槽掘进头的瓦斯浓度为0. 5% 。通过以上数据表明, 新义煤矿12021工作面轨道顺槽进行底板抽放巷穿层钻孔抽放瓦斯的效果比较理想, 有效保证了巷道快速、安全掘进。

5结语

1) 根据新义煤矿的实际瓦斯地质条件, 运用理论分析对底抽巷在新义煤矿的布置进行了详细分析, 得出新义煤矿12021轨道顺槽底抽巷为内错、垂距为8 ~ 10 m、平距为6 m的布置方式。

2) 新义煤矿采取“瓦斯抽放+ 水力冲孔”的工程方法, 取得了良好的抽放效果, 对于条件类似矿井的瓦斯治理具有借鉴及指导意义。

摘要：新义煤矿为煤与瓦斯突出矿井且不具备开采保护层进行区域瓦斯治理的条件, 为了合理确定底板抽放巷与煤层间的垂距、平距及布置方式, 运用理论分析得出新义煤矿12021轨道顺槽底板抽放巷为内错、垂距为810 m、平距为6 m的布置方式;并详细介绍了新义煤矿底抽巷运用“瓦斯抽放+水力冲孔”治理瓦斯的方法, 对于条件类似矿井的瓦斯治理具有借鉴及指导意义。