顶板走向钻孔（通用7篇）
顶板走向钻孔 篇1
引言
鹤岗益新煤炭有限责任公司, 属高沼气煤与瓦斯突出矿井;位于益新公司井田北部的边界区反斜18-1层, 掘进期间瓦斯绝对涌出量为2立方米/分左右, 开采期间绝对瓦斯涌出量最大时达15立方米/分;开采初期配风量2000立方米/分, 工作面回风及上隅角瓦斯时常超限, 经常停产。通过采用顶板高位钻孔抽放瓦斯, 该面绝对瓦斯涌出量降至5~6立方米/分, 其中抽放瓦斯9~10立方米/分, 风排瓦斯5~6立方米/分;抽放后工作面配风1000立方米/分左右, 工作面回风及上隅角瓦斯降至0.6%左右, 工作面正常生产。下面, 就该面利用顶板走向高位钻孔抽放瓦斯的技术分述如下。
1 瓦斯抽放区概况
抽放区自然状况:
边界区反斜18-1层平均煤厚4.1m, 煤层平均倾角12°, 半亮型煤, 中等硬度, 层理节理发育, 单斜构造。该煤层老顶为灰白色中砂岩, 厚度20m。18-1煤层中间有一0.8m厚褐色中砂岩, 底板为灰黑色细砂岩, 厚度2.4m, 地质储量20万吨, 开采期间绝对瓦斯涌出量最大时达15立方米/分;其与下部18-2煤层层间距28m, 受其影响18-1层开采期间采空区内瓦斯涌出量增大。
18-1层采煤工作面走向长450m, 倾斜长120m, 采高2m。开采方法为高档普采。日计划产量1000t。
2 钻孔布置方式
2.1 钻场布置方式
沿边界区反斜18-1层回风道, 每隔80~95m布置一个顶板钻场, 位置见图1。
2.2 钻场要素
采用梯形木亲口棚支护, 上宽2.0m, 下宽3.0m, 高2m。施工执行+35°坡度, 至煤层顶板2~3m后施工平钻场4m。
2.3 钻孔布置方式
每个钻场布置6~8个钻孔。布置方式见图1。第一个钻孔终孔在上隅角往上平距3m, 第二个终孔在上隅角往下15m, 两孔之间再布置4~6个钻孔, 每个钻孔终孔标高距煤层顶板3~10m。第一个抽放钻场距采煤工作面切眼95m, 钻孔水平投影距离100~120m, 第二个抽放钻场距第一个抽放钻场距离80m, 钻孔水平投影距离100~120m, 在第二钻场钻孔施工完后, 两个钻场同时进行抽放瓦斯。依次类推, 直至开采结束。
3 抽放的方式方法
瓦斯在煤层中的流动是一个复杂的运动过程, 主要取决于煤层介质的孔隙结构和瓦斯在煤层中的存在状态。瓦斯在煤层中主要以吸附和游离两种状态存在。在煤层中抽放瓦斯时, 抽放率及抽放量受瓦斯压力、钻孔孔径、钻孔间距及抽放时间的影响较大, 而且, 卸压区的范围小, 往往抽放效果不够理想。而利用高位孔抽放瓦斯, 具备以下几个特点: (1) 受煤层瓦斯压力的影响较小。 (2) 抽放范围广, 而且老塘及抽放高位孔内瓦斯运动过程简单清晰。 (3) 见效快, 易于操作、易于观测。
具体气体流动过程见图2。
实际应用过程如下:
开采初期工作面软帮多处瓦斯超限, 最大地点达10%以上, 工作面回风瓦斯浓度在1%左右。采用SKA-303型移动抽放泵, 利用高位孔抽放瓦斯后, 采空区内局部形成负压区, 由于高位孔布置在工作面上隅角18m范围上方, 符合采空区内瓦斯流动规律, 极易抽出采空区内高浓度瓦斯, 根据我们实践探索证明, 高位孔内错回风道15m、外延回风道3m布置, 1、3、5号孔底布置在煤层顶板5~10m处, 2、4、6号孔底布置在煤层顶板3~5m处, 抽放及排放瓦斯效果最佳。因此, 抽放瓦斯后, 工作面软帮各地点及回风瓦斯浓度均降至0.6%以下, 抽放管出口孔内瓦斯浓度最大时达45%。高位抽放后, 工作面回风瓦斯浓度由1%左右降至0.4%~0.6%, 工作面正常开采。
4 瓦斯量计算
4.1 相对瓦斯涌出量
依据月份产量及瓦斯涌出量计算 (按25个工作日计算)
W—平均日涌出瓦斯量, 绝对量按12.5立方米/分计算 (月份瓦斯涌出总量为540000m3, 则日涌出瓦斯量为18000m3) ;T—平均日产量 (按1000t计算) 。
4.2 抽放瓦斯量计算
以倾斜压差计、孔板流量计测得基础数据为依据计算
K—孔板流量计效正系统数;b—效正系数;h—孔板流量计前后压差 (实测得192mm Hg即2611mm H2O) ;x—抽放瓦斯浓度。
5 抽放前后瓦斯情况对比
抽放前工作面配风2000立方米/分, 炮后回风瓦斯浓度最大时1.0%左右, 绝对瓦斯涌出量15立方米/分左右。抽放后, 抽出瓦斯量最大时达10.91立方米/分。平均在9立方米/分左右, 工作面回风绝对瓦斯涌出量降至5~6立方米/分, 工作面配风降至1000立方米/分, 回风瓦斯浓度稳定在0.4%~0.6%, 各地点瓦斯均无超限现象, 工作面正常开采。抽放泵停运期间, 工作面回风瓦斯浓度逐渐上升, 并稳定在1.5%左右, 抽放泵开起后, 工作面回风瓦斯浓度逐渐下降, 稳定在0.4%~0.6%之间。这说明工作面瓦斯涌出量比较稳定, 抽放工艺对降低工作面瓦斯浓度起到了决定性作用。
高位钻孔抽放工艺简单, 便于操作。从我们的实际应用上看, 抽放效果的好坏, 关键在于采空区内是否有高浓度瓦斯积聚和涌出, 若采空区内有大量瓦斯涌出形成正压区, 则利用负压高位孔抽瓦斯, 因势利导, 抽放的效果就比较理想。
6 应注意的几个问题及推广价值
(1) 巷道施工时应作好瓦斯预测、预报工作, 对高沼气工作面应预先作好抽放钻场的掘送工作, 采前钻孔必须施工到位。 (2) 依据煤层顶板的坚硬程度, 确定钻孔孔底距工作面顶板的间距。两钻场钻孔重叠40m左右, 以解决钻场交替期间瓦斯抽放问题。 (3) 抽放泵应安设两台以上, 一台或两台使用, 一台备用, 并铺设双电源, 一旦停运立即开启备用泵, 确保连续抽放, 防止造成停泵期间工作面瓦斯超限。 (4) 目前, 鹤矿集团公司多采用加大工作面风量、原始煤体钻孔抽放瓦斯, 顶板巷自然排放瓦斯等方法处理工作面瓦斯超限问题, 经实践应用其效果均不理想, 而利用高位孔抽放瓦斯, 既便于管理见效又快, 这种治理瓦斯的方法, 确实具有一定的推广价值。
顶板走向钻孔 篇2
在工作面推进过程中, 由于采空区及邻近煤层瓦斯的涌入, 工作面上隅角瓦斯常处于超限状态, 威胁矿井的安全生产。利用通风技术解决瓦斯问题的效果不够理想, 更无法从根本上进行治理;因此需要采取措施, 对采空区及邻近煤层瓦斯进行抽采, 降低回风流的瓦斯浓度, 进而解决上隅角瓦斯超限的问题[1,2]。目前主要采用高抽巷和高位钻孔对采空区及邻近层瓦斯进行抽采。高抽巷具有抽采量大、效果明显等优点, 但对顶板条件要求高、工程量大、施工周期长, 无法满足煤矿高效安全生产的需要[3];高位钻孔主要是通过对围岩或采空区瓦斯进行抽采, 在上邻近层瓦斯向采空区运移时进行拦截, 从而解决上隅角和回风流瓦斯超限的问题[4]。其对治理来自于采空区、上部围岩或邻近层工作面的瓦斯效果显著[5]。并且只需在掘进过程中施工钻场, 工程量小、施工速度快、费用低, 因此, 在条件允许的情况下, 合理设计的高位钻孔完全可以替代高抽巷对采空区及邻近煤层瓦斯进行治理。
1 工作面概况
矿井目前开采19煤层, 正在进行6197工作面的回采, 工作面长度150m, 煤层平均厚度为2.9m, 埋深-740m, 煤层倾角平均26o, 采高3m。煤层瓦斯含量7-9m3/t, 瓦斯压力1.34MPa, 煤的坚固系数为0.23, 透气性系数为0.086 m2/ (MPa2·d) , 瓦斯放散初速度为4m L/s。19煤层上覆煤岩层主要为粉砂岩、中砂岩、18煤层和石灰层, 其中18煤层厚度为1.7m, 位于19煤层上部, 距19煤26.5m。煤层直接顶为薄层状灰黑色细砂岩, 厚度约为2.6m, 老顶为灰白色中粒长石石英砂岩, 厚度为18m, 垂直抗压强度为120.3MPa, 工作面采用走向长壁全部陷落法开采, 一次采全高, 全部垮落法管理顶板。
2 工作面瓦斯涌出源分析
在6197工作面的回采过程中, 开采初期工作面瓦斯较少, 但随着工作面的推进, 工作面瓦斯明显增加, 回风流瓦斯体积分数0.68%, 上隅角瓦斯体积分数达1.4%。针对工作面瓦斯异常的问题, 对煤层进行基础参数测试, 并对测得的数据进行分析, 预测随着工作面的推进, 瓦斯涌出量将达到21 m3/min左右, 局部可能更高。工作面瓦斯涌出主要来源于本煤层瓦斯涌出和采空区瓦斯涌出。采空区瓦斯涌出主要由采空区遗煤和邻近煤层瓦斯涌出两部分构成。工作面采用一次采全高的综采工艺, 回采率较高, 遗煤很少, 因此采空区瓦斯涌出主要来自邻近煤层。采用分源预测法对工作面瓦斯涌出来源进行分析, 本煤层瓦斯涌出量5.54m3/min, 占工作面瓦斯总涌出量的26.4%, 邻近煤层瓦斯涌出15.04m3/min, 占工作面总涌出量的71.6%;同时采空区积聚的高浓度瓦斯会随着漏风扩散到工作面, 造成上隅角瓦斯超限, 因此决定在工作面回风巷实施高位钻孔抽采冒落带和裂隙带瓦斯, 解决上隅角瓦斯超限问题。
3 高位钻孔的作用机理
在采动影响下, 煤层的顶板和底板的围岩会产生裂隙, 尤其是采空区上方会形成冒落带和裂隙带, 造成邻近煤层的卸压, 产生瓦斯的卸压流动效应, 邻近层和围岩内的大量卸压瓦斯便会通过层间的裂隙进入回采工作面。高位钻孔就是沿煤层走向, 在回风巷道按照一定的倾角向煤层施工钻孔, 抽采煤层顶板裂隙和冒落空间内的瓦斯。钻孔终孔位置处于工作面上隅角顶板上部的裂隙带内, 在抽放负压的作用下, 煤体裂隙中的大量卸压瓦斯经由钻孔被抽出, 在采煤工作面上隅角形成一个负压区, 使采煤工作面上隅角瓦斯向抽放管流动, 所以高位钻孔对于处理工作面上隅角瓦斯超限和采空区瓦斯积聚都有很不错的效果。工作面回采过程中, 高位钻孔主要抽出上裂隙卸压层内高体积分数的瓦斯, 降低回风流的瓦斯浓度, 以保证工作面的安全生产[6,7,8]。
4 高位钻孔基本技术参数的确定
4.1 高位钻孔合理层位的选择
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、裂隙带和弯曲下沉带, 高位钻孔最佳的层位应该在冒落带上部裂隙带中下部[9]。
上覆岩层冒落带高度计算公式为:
式中:Hm—冒落带高度, m;
m—煤层采高, m;
k—岩石膨胀系数, 取1.3;
α—煤层倾角, (°) 。
上覆岩层裂隙带高度计算公式为:
式中:Ht—裂隙带高度, m;
∑M—累计开采厚度, m。
将工作面有关参数代入式 (1) 和式 (2) , 经计算得到该工作面冒落带高度为10.41m, 裂隙带高度约为14.03-19.03m, 工作面冒落带和裂隙带的高度之和为24.43-29.43m。依据冒落带和裂隙带的计算, 为使钻孔终孔位于最佳层位, 终孔应落在冒落带上方6-8m处, 钻孔与煤层顶板法距应在12-14m的范围内, 平距为9-11m比较合适。
4.2 钻孔参数设计[10]
(1) 钻孔方位角和倾角。钻孔的方位角依据钻孔开孔点和终孔点的坐标确定, 为保证终孔层位在裂隙带中下部, 钻孔倾角设计为18-20°。
(2) 钻孔深度。考虑所用钻机的实际工作能力及煤层顶板岩性, 并结合现有的施工水平, 钻孔深度为100-110m比较合适。
(3) 钻孔直径。高位钻孔施工采取普通回转不取心的钻进方法, 以清水作为清洗介质, 根据地层地质等情况, 选用孔径为Φ93 mm, 扇形均匀布置。
(4) 终孔间距。终孔间距过大抽采效果不好, 过小会造成互相干扰, 根据现场条件, 终孔间距确定为3m左右。
4.3 钻场参数设计
(1) 钻场内孔数。增加孔数可以增加抽放量和抽放影响范围, 但在现有风量的前提下, 考虑到钻孔的有效利用, 每个钻场的钻孔数确定为6个, 开孔间距选择为0.5m。
(2) 钻场高度。合适的钻场高度有利于提高抽放钻孔的有效平距, 即钻孔有效抽采段在水平面上的投影长度, 从而提高钻孔利用效率, 根据现场实际情况, 钻场斜巷进入顶板垂高确定为6m。
(3) 钻场间距。钻孔间距的选择要考虑很好的完成钻场接替。通过现场观察, 当相邻钻场中钻孔的接续长度在25-30m范围内时, 工作面回风流及上隅角瓦斯无大的变化, 抽采比较稳定, 而钻孔深度为100-110m, 因此钻孔间距选择为75-85m比较合适, 现取80m。
同时, 在钻场布置时还应考虑构造和采动的影响, 以及便于维护和利于提高封孔质量等方面, 根据现场情况做出适当调整。钻孔布置如图1、图2所示。
5 高位钻孔抽采效果及分析
(1) 在抽采过程中对抽采管道内的瓦斯体积分数和流量进行监测, 每隔7d收集一次数据, 由实测数据绘制的钻孔抽采的瓦斯抽采浓度和瓦斯流量随时间的变化关系如图3所示。
由图可知, 瓦斯抽采浓度保持在较高的水平, 最高可达86.7%, 平均抽采浓度为58.4%;抽采流量最初为4.21m3/min, 最高可达7.32 m3/min, 平均的瓦斯流量为6.47m3/min, 达到了很好的抽采效果, 有效地降低了工作面瓦斯体积分数, 最高不超过0.45%, 上隅角瓦斯超限得到了有效的防治, 很好的保证了工作面的安全。
(2) 在实施高位钻孔后, 每半个月对钻孔瓦斯抽采量以及瓦斯抽采率进行观测, 结果绘制如图4所示。
由图可知, 采取高位钻孔措施后, 钻孔累计抽采瓦斯量达154.68万m3, 保持了较高的瓦斯抽采率, 平均在71%左右, 最高可达80.6%, 回风流中的瓦斯体积分数明显降低, 最高时也仅仅为0.42%, 保证了工作面的安全回采。不仅如此, 在综合治理前, 由于瓦斯超限, 常常出于安全考虑而不得不放慢工作面的推进速度, 进行治理后, 推进速度得以提高, 不仅保证了工作面的安全, 也提高了经济效益。
6 结论
(1) 高位钻孔抽采技术治理瓦斯, 需要合理地确定高位钻孔的层位, 根据对采动三带的分析以及矿井实际情况, 确定了高位钻孔的最佳层位为冒落带上方6-8m处。
(2) 为了保证工作面过钻场不影响抽采效果, 需要保证很好的钻场接替, 相邻钻场中钻孔的接续长度应在25-30m范围内。
(3) 高位钻孔技术应用以后, 钻孔平均的瓦斯流量为6.56 m3/min, 工作面瓦斯体积分数最高不超过0.45%, 有效地保证了工作面的安全, 而且实施过程不与其它采掘活动冲突, 缓解了工作面接替紧张的状况。
参考文献
[1]中国煤炭工业劳动保护科学技术学会.瓦斯灾害防治技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2007
[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]张海权, 王惠风, 王向东.大直径高位钻孔代替高抽巷抽采瓦斯的研究[J].煤炭科学技术, 2012, 40 (6) :51-53ZHANG Hai-quan, WANG Hui-feng, WANG Xiang-dong.Study on gas drainage with large diameter high level borehole to replace high level gas drainage gateway[J].Coal Science and Technology, 2012, 40 (6) :51-53
[4]董振军.顶板走向高位钻孔解决上隅角瓦斯超限技术研究[J].煤炭技术, 2012 (11) :21-23DONG Zhen-jun.Study on technology of solving as overrun with highly-located drilling method at upper corner[J].Coal Technology, 2012 (11) :21-23
[5]黄晓枫.走向高位钻孔瓦斯抽采技术研究[J].矿业安全与环保, 2012 (8) :58-59HUANG Xiao-feng.Research on technology of highly-located drilling method[J].Mining Safety&Environmental Protection, 2012 (8) :58-59
[6]杨宏伟, 姜福兴, 尹永明.基于微地震监测技术的顶板高位钻孔优化技术研究[J].煤炭学报, 2011 (9) :437-439YANG Hong-wei, JIANG Fu-xing, YIN Yong-ming.Based on micro-seismic monitoring technology of the high roof drilling optimization technology[J].Journal of China Coal Society, 2011 (9) :437-439
[7]李同意, 彭担任, 张仁贵.高位钻孔瓦斯抽放在回采工作面的应用[J].工业安全与环保, 2008 (4) :63-64LI Tong-yi, PENG Dan-ren, ZHANG Ren-gui.Application of gas drainage with high position drilling for working face[J].Industrial Safety and Environmental Protection, 2008 (4) :63-64
[8]丁厚成, 章俊龙.高位钻孔抽放采空区瓦斯技术在张集矿的应用[J].煤炭工程, 2011 (12) :53-55DING Hou-cheng, ZHANG Jun-long.Application of high level borehole goaf gas drainage technology to Zhangji Mine[J].Coal Engineering, 2011 (12) :53-55
[9]武光辉.利用高位钻孔抽放技术治理综采工作面上隅角瓦斯积聚[J].煤矿开采, 2009 (2) :94-95WU Guang-hui.Applying technology of high drilling drainage to preventing gas accumulation at upper corner of full mechanized mining face[J].Coal Mining Technology, 2009 (2) :94-95
顶板走向钻孔 篇3
1金龙煤矿21081工作面概况
金龙煤矿隶属郑煤集团, 矿井设计生产能力45万t/a, 主采的二1煤层厚1.05～21.38 m, 平均厚5.16 m, 煤层倾角8°～12°, 煤层层位稳定, 煤层结构简单—复杂, 煤层顶板为粉—中粒大中砂岩, 底板为深灰色粉砂岩, 砂质泥岩。2006年, 二1煤被鉴定为突出煤层, 矿井被定为突出矿井。
21081工作面位于21采区的中部西侧, 为21采区的首采工作面, 根据二1煤层突出区域划分, 该面在突出危险和突出威胁区域内。该工作面东邻21轨道上山、21胶带上山, 南、北、西均未开采。下部有西轨道运输大巷、回风大巷、西翼变电所、一1煤采空区。工作面标高为-151.0～-186.0 m。工作面走向长700 m, 倾斜长100 m, 现回采煤厚8～12 m, 煤层倾角7°～11°, 平均9°。21081工作面推进140 m时, 由于煤层变厚 (厚10～12 m) , 瓦斯浓度升高 (瓦斯浓度处于0.5%～0.9%之间) , 制约着工作面的安全生产。
2瓦斯来源分析
21081工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯, 另一部分来源于采空区涌出的瓦斯, 瓦斯涌出包括丢煤解吸的瓦斯、围岩涌出的瓦斯、上下邻近层卸压解吸的瓦斯。经分析, 采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯为瓦斯的主要来源。为了解决这一问题, 决定在21081回风巷距工作面40 m处掘钻场打顶板岩石抽放钻孔, 对采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯进行抽放。
3顶板岩石抽放钻孔设计
(1) 钻场设计。
首先在21081回风巷上帮距工作面40 m处施工顶板岩石抽放钻孔钻场。钻场深4 m, 采用3.0 m×3.0 m (腿×梁) 木棚支护, 对棚架设, 棚距0.5 m, 钻场内必须用坑木、荆笆、塑料网、椽杆等材料闭严。
(2) 钻孔设计。
钻场施工完毕后, 在钻场内施工6个顶板岩石抽放钻孔。钻孔呈扇形布置, 钻孔终孔位置控制到切巷顶部, 进入煤层顶板岩石垂距10 m, 控制切巷长30 m, 钻孔沿工作面走向投影距42 m, 钻孔布置如图1所示。
1#—6#孔开孔位置距煤底1.8 m。1#孔距钻场开口处1.5 m, 水平角0°, 倾角28°, 钻孔深52.0 m;2#孔开孔位置距1#孔0.5 m, 水平角8.0°, 倾角26°, 钻孔深52.0 m;3#孔开孔位置距2#孔0.5 m, 水平角14.7°, 倾角25°, 钻孔深52.5 m;4#孔开孔位置距3#孔0.5 m, 水平角21.5°, 倾角23°, 钻孔深53.0 m;5#孔开孔位置距4#孔0.5 m, 水平角27.6°, 倾角21°, 钻孔深56.0 m;6#孔开孔位置距5#孔0.5 m, 水平角33.2°, 倾角18°, 钻孔深58.0 m。具体钻孔参数见表1。
因地应力大, 钻场施工有一定的工程量, 钻场变形严重需要维护, 钻场服务时间短。再次决定在回风巷距工作面20 m处巷道上帮不掘钻场, 直接施工顶板岩石钻孔。经流量测定对比效果相同, 单孔瓦斯抽放浓度在20%～65%, 单孔流量在0.3～0.8 m3/min。
(3) 抽放系统。
高位抽放钻孔采用井下抽放泵站2台2BEA-303型抽放泵进行低负压、大流量抽放。该抽放系统在21081回风巷敷设Ø200 mm的镀锌螺旋抽放管, 抽放泵站内采用孔板流量计、高浓度光学瓦斯检定仪和抽放监测系统同时监测抽放管路内的气体参数, 钻孔采用U型压差计、孔板流量计等方法测定抽放管路内的气体参数, 并用来分析抽放效果。
4顶板岩石钻孔抽放效果分析
统计分析发现, 采用顶板岩石钻孔抽采方法, 抽采瓦斯浓度一般为20%～65%, 3组钻孔抽采纯量在2.5～3.5 m3/min;工作面回风流瓦斯浓度由抽放前的0.5%～0.9%降到0.3%以下。
在21081回风巷距工作面20 m范围内布置3组钻孔, 在工作面上安全出口以下15 m范围内保持抽采, 高浓度瓦斯通过钻孔被抽出, 采空区瓦斯向上隅角流动的流场分布状况得到改变。实践表明, 采用岩石高位钻孔抽采方法, 上隅角瓦斯浓度一般控制在0.4%以下。
5结语
通过在21081采面实施顶板岩石钻孔抽放, 抽采采空区顶板裂隙及冒落空间内积存的高浓度瓦斯, 减少了工作面瓦斯涌出量, 有效控制了上隅角瓦斯积聚并降低了回风量瓦斯浓度, 避免了瓦斯超限事故的发生, 保证了矿井安全高效生产。
参考文献
[1]刘涛, 李玉明, 刘起余, 等.1129回采工作面高位孔瓦斯抽放技术应用[J].华北科技学院学报, 2008 (8) :21-23.
[2]张德江.大力推进煤矿瓦斯抽采利用[J].求是, 2009 (24) :3-5.
[3]刘泽功.煤矿瓦斯抽放技术现状及展望[J].中国煤炭, 2000 (8) :12-14.
[4]俞启香.矿井灾害防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.
[5]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.
[6]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.
[7]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.
[8]周世宁.煤层瓦斯赋存与流动理论[M].北京:煤炭工业出版社, 1999.
[9]林柏泉, 张仁贵.U型通风工作面采空区瓦斯涌出及其治理[J].煤炭学报, 1998, 23 (2) :155-160
顶板走向钻孔 篇4
山西煤炭运销集团黄山煤业有限公司位于山西省壶关县黄山乡, 其前身为壶关县黄山乡牛盆煤矿。2009年晋煤重组办发[2009]24号文件批复, 山西煤炭运销集团黄山煤业有限公司由壶关县黄山乡牛盆煤矿 (整合保留煤矿) 、壶关县地方国营冯坡煤矿 (过渡矿井) 、壶关县黄山乡薛家园村柳树沟煤矿 (“十关闭”矿井) 及新增区重组整合而成。整合后井田面积为13.512 3 km2, 矿井批复生产能力为90万t/a, 批准开采15号煤层[1,2,3]。
15101回风巷道为15101工作面的回采巷道, 该巷道煤层为一单斜构造, 走向为东西向, 倾向为正西, 东高西低, 倾角0~6°, 煤层厚度3.4~4.5 m, 平均4.26 m, 煤层结构简单, 含0~3层夹矸, 为赋存区稳定可采煤层。
15号煤层顶板为K:石灰岩, 厚度5.45~8.15 m, 平均6.32 m。局部存在黄泥顶板, 厚度0.3~0.7 m, 易随开采而塌落。15号煤层底板以泥岩为主, 局部砂质泥岩, 厚度0.65~3.65 m, 平均1.81 m。顶板石灰岩抗压强度34.00~65.60 MPa, 平均49.80 MPa;抗拉强度1.90~2.15 MPa, 平均2.03 MPa;抗剪强度3.80~4.44 MPa, 平均4.12 MPa;含水率1.36%, 真密度2 803 kg/m3, 视密度2 722 kg/m3, 孔隙率2.89%。底板泥岩抗压强度12.9~17.5 MPa, 平均15.2 MPa;抗拉强度0.60~1.20 MPa, 平均0.90 MPa;抗剪强度1.47~1.94 MPa, 平均1.71MPa;含水率1.37%, 真密度2678 kg/m3, 视密度2 564 kg/m3, 孔隙率4.26%。
矿井为低瓦斯矿井, 15号煤层自燃倾向等级为Ⅱ级, 属自燃煤层。
2 水文地质条件
2.1 地表水影响
该工作面地表无水体, 地形坡势明显, 利于降水排泄, 冲积层为黄土和亚黏土, 厚度20~35 m左右, 煤层埋深在85~120 m左右, 雨季有可能会受影响, 但水量不大。
2.2 井田内主要含水层
井田主要含水层自下而上为:奥陶系碳酸盐岩岩溶水含水层组、石炭系砂岩裂隙及碳酸盐岩溶裂隙含水层组、二叠系下统山西组及下石盒子组砂岩裂隙含水层组、二叠系上统上石盒子组砂岩裂隙含水层组、第四系松散沉积物孔隙含水层。井田15号煤层其直接充水含水层为顶板石灰岩岩溶裂隙含水层, 本井田奥灰水对煤层的开采无影响。
2.3 井田内主要隔水层
井田内主要隔水层为石炭系上统太原组底部及石炭系中统本溪组隔水层和二叠系砂岩含水层层间隔水层。
2.4 矿井涌水量
矿井生产规模达90万t/a时, 15号煤层预计矿井正常涌水量为75 m3/h, 最大涌水量为150 m3/h。
3 工作面水害
1) 15号煤层顶板6~8 m存在石灰岩溶洞及较大裂隙富含水区。
2) 15号煤层存在老窑采空区积水。
3) 9号煤层中存在采空区积水, 且15101回风巷道顶板破碎, 存在较大裂隙, 9号煤层距15号煤层的层间距较小, 掘进过程中如顶板垮落, 将引起顶板裂隙增大, 从而导通9号煤层采空区积水。
4 探放水钻孔设计
15101回风巷为沿煤层顶板布置巷道, 巷道设计为矩形断面, 净宽4.0 m, 净高3.0 m, 采用锚喷支护, 本次探水钻孔设计共7个钻孔, 保证超前钻探距离不小于60 m, 允许掘进距离不大于30 m, 超前安全距离不小于30 m。由于本巷道底板无影响回采的含水层, 故选择钻孔以一定角度向上打设, 在剖面图中呈半扇形布置, 平面图中呈扇形布置。
为方便现场钻孔施工, 设计所有钻孔均水平布置成一直线, 距巷道底板高度为1.3 m。7个钻孔布置方式为:1号钻孔在巷道正中布置, 巷道左右两侧分别布置3个钻孔, 其中两侧帮孔 (2号、3号钻孔) 距巷帮500 mm, 与巷道成19°向巷道两侧布置, 孔深63.4 m;4号、5号钻孔保持孔距500 mm, 水平方向与巷道成12°向巷道两侧布置, 竖直方向与巷道成11°向巷道顶板布置, 孔深61.4 m;6号、7号钻孔保持孔距500 mm, 水平方向与巷道成7°向巷道两侧布置, 竖直方向与巷道成6°向巷道顶板布置, 孔深60.5 m, 钻孔布置见图1、图2和图3。钻孔参数见表1。
5 结语
在黄山煤业探放水钻孔布置设计过程中, 严格按照《煤矿安全规程》《煤矿防治水规定》, 并结合矿井实际地质资料及巷道设计资料, 详细研究了黄泥顶板巷道掘进过程中探放水钻孔的布置方式[4,5]。本文中叙述的探放水钻孔布置, 是在矿井物探的基础上, 探明巷道前方钻探范围内无采空区时, 所采用的钻孔布置方式, 当物探结果显示巷道前方存在采空区时, 要及时根据《煤矿防治水规定》重新设计钻孔布置方式。
摘要：通过对山西煤炭运销集团黄山煤业有限公司15101回风巷道黄泥顶板巷道掘进过程中顶板出水的问题进行分析, 详细阐述了针对黄泥顶板应采取的探放水钻孔布置方式。
关键词：巷道掘进,黄泥顶板,探放水,钻孔布置
参考文献
[1]王树玉.煤矿五大灾害事故分析和防治对策[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[2]秦长江.煤矿防治水安全体系建设研究[J].安全与环境工程, 2012, 19 (6) :115-118.
[3]张志龙, 高延法, 武强.浅谈矿井水害立体防治技术体系[J].煤炭学报, 2013, 38 (3) :378-383.
[4]靳德武, 刘英锋, 刘再斌.煤矿重大突水灾害防治技术研究新进展[J].煤炭科学技术, 2013, 41 (1) :25-29.
顶板走向钻孔 篇5
1792 (3) 工作面位于东四采区, 工作面标高-660m~-695m, 属13-1煤层, 煤层均厚3.89m, 倾角6~8°。轨顺总长度1945m, 自轨顺中段回风联巷分为东、西段, 西段由掘进101班从东翼二联1792 (3) 轨顺联巷端头处拨门, 按126°方位角跟顶施工与东段贯通, 前470m为实体掘进, 巷道断面:中宽×中高=5m×3m。
掘进101班10年8月份拨门进尺, 在巷道掘进过程中, 顶板完整性较好, 可探6m范围内, 巷道顶板岩性为2.2~3.0m的层状粉砂岩及3.0~3.8m的细砂岩, 但部分地方顶板淋水量较大。在掘后15天, 矿压显现明显, 层状砂岩顶板下沉并在中线位置沿走向断裂, 顶底板相对位移、两帮相对移近量急剧增加, 巷道内锚索断索现象较多, 顶部右肩胛处的支护锚杆被剪断破坏严重。距拨门位置144m-150m、163m-169m处极为明显, 顶部右肩胛锚杆全部被剪断, 连续断索4根, 下帮向巷道挤压变形严重, 顶底板最大位移量达890mm, 两帮最大移近量达820mm。
2 矿压显现的原因分析
通过对日常矿压观测的数据分析, 及对巷道顶板岩性、煤层的强度和自身承载能力的综合比对, 分析原因如下:
2.1 地质因数
巷道直接顶为2m左右的薄层状粉砂层, 每层厚为20~30mm, 粒径0.05~0.005mm, 层理发育, 粘结力较差, 单向抗压强度<40MPa。在自重的作用下, 薄层状顶板下沉, 与上位顶板岩层产生离层, 并沿节理、裂隙破断, 断裂后岩层强度降低, 自身失稳且急速下沉, 断裂面沿巷道走向继续扩大, 在顶板岩层中形成剪切破坏面。
2.2 顶板支护强度、预紧力不够因素
(1) 支护参数方面。在施工过程中, 各种地质构造及顶板岩性的随时变化, 使得部分锚杆 (索) 间排距、锚杆锚索外露、锚杆角度、锚索预紧力等支护参数小于设计值, 造成锚杆、锚索联合支护效果降低, 未能对顶板施加足够预紧力, 造成顶板离层、断裂、破碎。随着顶板层状砂岩断裂层数的不断增加, 断裂面的进一步扩大, 岩层内剪切破坏力越来越大, 导致巷道内部分右肩胛处的锚杆被剪断, 锚索断索失效。 (2) 施工质量方面。锚索网支护的每个施工环节中, 人为因素影响都可能对锚杆 (索) 的支护质量有较大的影响。如钻头的选择、锚杆孔内粉末的处理情况、树脂药卷的搅拌时间、锚杆的安装角度、锚杆的扭矩、锚索预紧力的大小、托盘与煤壁接触的紧密程度等, 也影响着锚索网支护的强度。
2.3 穿层钻孔因素
轨顺西段的前470m为实体掘进, 根据集团公司的规定及瓦斯治理的需要, 利用1792 (3) 高抽巷对轨顺西段实体段, 按10×5m布置施工下向穿层钻孔, 钻孔控制到巷道两帮外5m并穿透13-1煤层, 再利用临时抽采系统合茬预抽。高密度布置钻孔和带水压打钻, 造成钻孔附近的煤岩体松散、破碎、裂隙增大及巷道内淋水量增大, 使实体段巷道顶板岩层的整体强度显著降低, 顶板自身失稳, 承载能力下降, 是巷道掘进后部分顶板断裂破碎的直接原因。
3 加强支护、优化参数的措施
3.1 加强顶板巡查, 建立巡查制度
发现顶板断锚断索处, 采取及时补打的措施, 避免连续断锚断索的现象。对巷道内压力较大处, 提前打信号点柱并随时观测, 发现巷道来压明显, 及时补打加长锚索加固顶板。
3.2 支护方式的确定
根据矿压观测数据分析和现场锚索频繁断索的现象, 为加强已破碎段顶板管理, 控制断裂面的继续扩大, 预防冒顶事故的发生, 采取增加锚索数量, 加强顶板支护强度。现场对已破碎段的顶板采取走向14#槽钢组合锚索的支护方式。走向槽钢分别沿着巷道顶板两侧的第一根锚杆与第二根锚杆之间纵向布置, 梁长2m (1根走向槽钢梁托2排M5钢带) , 每根走向槽钢梁上安装3根锚索, 间距为800mm, 两侧纵向槽钢梁错茬布置。
3.3 支护参数的调整
3.3.1 原有的支护设计:
顶板采用锚索+锚杆+M5钢带+金属网联合支护, 钢带排距800mm, 锚杆间排距750×800mm, 锚索间排距2000×800mm (2-2-2布置) 。
3.3.2 优化支护参数。
(1) 锚索的优化:按照锚杆支护的组合岩梁理论计算, 顶板岩层的压力主要由锚杆和锚索共同承担, 锚索必须有能力承担其承载范围内潜在的冒落岩层的重量。
潜在的冒落高度:H=B/K/f
式中:H———潜在的冒落高度, m;B———巷道宽度, B=5m;K———顶板岩性系数, K=0.4;f———直接顶硬度系数, f=5。
潜在冒落拱面积:
每米长度冒落岩石重量为:
式中:r—粉砂岩的容重, 取27k N/m3
锚索的破损载荷:选用φ22锚索, 则W=450k N=45t。
单根锚索承担的冒落长度:
L=45/19.7=2.2m。即每2.2m需布置1根锚索。
综合计算所得及后方巷道断锚断索的现象, 支护参数采取每排增加一根锚索的优化方案, 即每排三根锚索, 间距为1.6m, 排距为800mm (即3-3-3布置) , 中间一根沿中线布置。如下图:
(2) 结合锚杆受力观测、围岩变形特征和锚杆剪断现象可以定性看出, 顶板锚杆受力较剧烈, 顶部右肩胛锚杆不仅受到轴向力的作用, 还受到巨大的水平剪切力的作用。顶部锚杆选用左旋无纵筋螺纹预拉力锚杆, 长度2.4m, 直径22mm, 极限拉断力255k N, 屈服力为190k N, 延伸率20%, 杆尾螺纹规格为M24, 采用滚压加工工艺成型, 抗剪强度为280Mpa。针对顶板右肩胛处的锚杆被剪切破坏, 导致顶板失稳的现象, 采取在右肩胛处施工双锚杆针对性措施。通过施工双锚杆, 让两根锚杆共同作用形成有效的整体, 增强了锚杆对顶板的预紧力和支护强度, 使锚杆抗剪能力显著提升, 有效的避免了锚杆被剪切破坏。
3.4 避免人为因素造成锚杆失效
(1) 加强施工质量管理, 现场施工时严格按照作业规程的有关规定进行, 锚杆锚索安装角度、间排距、孔深、锚固长度、搅拌时间等必须符合要求。 (2) 迎头应配齐各种检测工具, 如锚杆拉力计、力矩扳手等。并建立施工质量验收制度, 确保锚杆锚索的施工质量合格。
4 采取措施后巷道状况
4.1 原顶板破碎段
采取槽钢组合锚索的支护方式后, 顶板走向断裂带和破碎范围得到了有效的控制, 未再有断锚断索的现象发生。采取措施前:该段顶底板移近量510~760mm, 锚索平均载荷32T;采取措施后:该段顶底板移近量和锚索载荷维持原状, 未有明显变化。
4.2 优化参数后掘进的巷道
顶板虽有部分淋水, 但未再出现断裂破碎区域, 只有个别断索现象, 右肩胛处锚杆也未被剪切破断;通过日常观测, 该段顶底板移近量350~450mm, 顶板浅部离层10~25mm, 深部离层20~40mm, 锚索载荷最大34T, 平均为28T。
5 结语
(1) 上述矿压观测的结果表明, 采取措施加固后的巷道及参数优化后的掘进巷道, 围岩变形量明显小于前期巷道的围岩变形量, 说明巷道支护强度的提高能大大减小巷道围岩变形量。
(2) 通过对巷道顶板破碎的原因认真分析, 采取增加锚索、减小锚索间距、肩胛处使用双锚杆等有效的控制和优化措施, 1792 (3) 轨顺西段掘进期间未发生冒顶事故, 实现了全线安全贯通。下行穿层钻孔影响下巷道顶板管理的成功, 为降低断锚短索、提高巷道锚索网支护质量及以后同类巷道的施工提供了很好的借鉴, 也为1792 (3) 工作面的接替及下一年的安全生产提供了保障。
参考文献
[1]王京生, 贾泉敏, 张安, 周波, 刘丰韬.下向穿层钻孔施工工艺研究[J].科技创新与应用, 2013 (10) .
[2]陈建, 刘涛.下向穿层钻孔施工成套技术研究[A].第三届全国煤矿机械安全装备技术发展高层论坛暨新产品技术交流会论文集[C].2012.
顶板走向钻孔 篇6
大平矿13091工作面走向长520～750 m, 平均635 m, 倾向长50～90 m, 平均70 m, 面积44 450 m2, 工作面煤厚2.4～11.0 m, 平均7.23 m, 工作面煤层上部薄、下部厚, 煤层倾角14～26°, 平均20°。
13091工作面经顺层消突钻孔预抽瓦斯后, 最大残余瓦斯含量5.34 m3/t, 瓦斯压力为0.48 MPa。回采初期, 回风流中瓦斯浓度稳定在0.2%。进入2008年4月以后, 煤层变厚, 工作面回风流中瓦斯浓度升高, 在0.6%～0.8%, 给工作面的安全生产带来极大隐患。实施加大工作面风量、上隅角埋管抽放等措施后, 仍无法有效降低工作面回风流中瓦斯浓度, 这给该工作面的瓦斯治理提出了一个问题。
2 顶板高位钻孔设计及施工
2.1 设计原理
煤层开采后, 开采煤层的直接顶失去支撑而垮落, 形成垮落带。垮落稳定后, 在其上部形成采动裂隙带和弯曲下沉带, 弯曲下沉带对工作面瓦斯涌出量影响不大, 垮落带和裂隙带与工作面采空区瓦斯涌出有着非常密切的关系, 大量高浓度瓦斯聚积在垮落带和裂隙带之间。
按照原来工作面回采过程中的经验方法, 设想在回风巷做钻场, 在钻场内采用高位岩石钻孔。但考虑13091工作面的实际情况, 在工作面回风巷掘高位抽放钻场需要一定时间, 而且至少每隔80 m一个, 13091工作面上部回风巷在4月初还余185 m, 要掘2个钻场, 每个钻场设计9个钻孔, 每个孔按最短80 m计算, 采用ZYG-150型全液压钻机平均3班才能施工完毕, 加上拆钻、稳钻的时间, 每个钻场要将近10 d才能完成。在这10 d之间, 工作面已推进很长距离, 并且在全矿原煤产量吃紧的情况下, 这种方法实施起来有一定难度。
经过认真考虑, 在没有时间掘高位岩石抽放钻孔的情况下, 在回风巷的下帮开口 (图1) , 即在2道U型钢中间直接开口施工钻孔控制上述层位。这样做的优点是机动灵活, 且见效快速。
2.2 设计方案
第1组设计了5个钻孔, 依据高位钻场抽放原理, 在煤层厚度以上3～5倍处能取得较好的抽放效果。13091工作面当时顶煤厚为6 m, 设计钻孔的终孔位置在垂直方向上分别在切巷以上35, 30, 20 m处, 在横向位置分别是15, 25, 35 m处。控制不同方位及高度是为了分析、对比效果, 找出顶板裂隙带的起止位置。
2.3 钻孔施工
在施工过程中, 施工队严格按照钻孔设计施工, 避免人为误差, 并及时向有关部门汇报打钻过程中出现的异常现象。钻孔采用ZYG-150D型全液压钻机施工, 原始成孔孔径75 mm, 为了提高抽放效果, 又采用Ø94 mm钻头扩孔。
2.4 封孔
使用Ø40 mm钢管配合聚氨酯进行封孔, 封孔长度9 m, 孔口约1 m处用水泥砂浆固定埋管。
3 埋管抽放
用埋线胶管将高位抽放孔单孔连接到集流器, 汇总到主抽放管路进行抽放, 在每个单孔外端连接阀门和孔板流量计, 用于测试单孔瓦斯浓度和流量, 每天派专人对5个钻孔的抽放参数进行测定。
顶板抽放钻孔属于低负压、大流量钻孔, 因此, 将这5个钻孔采用SK-60型瓦斯抽放泵进行抽放, 抽放管路为Ø250 mm镀锌螺旋管。抽放泵站配有孔板流量计、高倍光学瓦斯浓度测定仪以及自动抽放监测系统。
4 抽放效果分析
通过2008年4月26日—5月4日收集的瓦斯浓度数据 (图2) , 可以明显看出, 所有成孔的顶板高抽钻孔抽放效果比较好, 尤其是控制切巷上安全出口以下15 m处的钻孔, CH4浓度最高达23.6%, 虽然各孔浓度因为工作面上安全出口推进速度比较快, 浓度衰减很快, 但还是取得了较好的瓦斯治理效果, 通过施工的5组顶板高位钻孔进行的裂隙带瓦斯抽放, 有效地降低了13091工作面回风流的瓦斯浓度。
采用顶板高位钻孔裂隙带抽放前, 13091工作面回风流瓦斯平均0.7%;采用后则为0.3%, 保证了13091工作面的安全稳定生产。
通过裂隙带抽放, 放煤时上隅角瓦斯浓度由0.7%～0.8%降至0.4%～0.5%, 确保了安全生产。
5 高位钻孔裂隙抽放优缺点
13091工作面采用高位钻孔裂隙带瓦斯抽放与以往工作面回风巷钻场高位抽放相比, 有以下优点:
(1) 施工安全。在巷道内开口做钻场, 会引起巷道内应力的重新分布, 并且在钻场内需要加强支护, 浪费人力、物力;还要考虑钻场内通风问题。而在巷道帮上直接开口, 则不存在上述问题。
(2) 节省施工时间。正如在2.1中所述, 在工作面回风巷每掘1个钻场需10 d左右, 而直接在巷道帮上开口不需要任何准备时间, 随时都可以开口。施工连续性好, 第1组施工完毕后, 可立即施工第2组, 中间不需要间隔时间;甚至可以多台钻机同时施工几组钻孔。
(3) 节省材料费用。据了解, 在巷道内开口施工钻场, 深度按3 m计算, 至少需材料费7 500元, 如果该种方法能在各工作面推广使用, 可减少矿井吨煤成本。
(4) 施工灵活方便。由于钻场的断面有限, 因此可施工高位抽放钻孔的数量受限制;而且控制范围也有一定限制;工作面煤层赋存状况应该比较稳定, 否则高抽钻孔达不到预计的设计效果。但在巷道帮上施工钻孔则不受此限制, 施工较为灵活方便, 因为控制距离较短, 受地质影响不是很大, 可随时调整施工距离以及施工角度等。
但这种方法也有缺点, 就是增加了封孔难度。因为是在巷道帮上直接开口, 绝大部分开口是全煤, 质地松软, 极易塌孔, 导致孔口密封不严密, 容易漏气, 需要封口人员严格把关。封孔完毕后, 钻孔外面用黄泥密封, 并每天安排专人检查孔口密封及瓦斯抽放管路状况, 发现漏气要及时处理, 确保抽放效果。
6 结语
(1) 13091工作面顶板裂隙带位于煤层顶板以上25～35 m之间, 在这一层之间瓦斯积存量很大, 风流不能及时排出这一部分瓦斯。随着工作面的推进, 这一层位瓦斯越积聚越多, 并通过裂隙缓慢地由工作面排出, 这是工作面回风流中瓦斯浓度较高的主要原因。如果能设计一组钻孔, 控制这一层位, 必将收到良好的瓦斯抽放效果。收集的数据充分证明了这一点。
(2) 工作面煤层顶板以上裂隙带内的瓦斯含量由下安全出口向上逐渐增加。由上安全出口往下15, 25, 35 m处抽放瓦斯浓度可以看出, 1, 2#孔处抽放浓度较高, 是由于设计钻孔控制了煤层顶板裂隙带, 而3, 4, 5#由于控制层位较低, 没有进入裂隙带或处于边缘, 抽放效果不太好。随着工作面推移, 钻孔控制顶板位置随之下降, 抽放浓度呈下降趋势。
(3) 施工时建议先施工控制工作面上安全出口以下距离最短的孔 (13091工作面控制15 m处) , 此处瓦斯浓度较高, 最先抽放, 可以收到较好的效果。
(4) 施工位置的掌握。高位钻孔施工不能过于超前工作面, 如施工过于超前, 由于工作面顶板来压, 容易堵塞钻孔, 影响抽放效果。因此, 最好在距工作面25～40 m施工, 这样, 既不影响工作面生产, 钻孔设计深度也不大, 效果较好。
顶板走向钻孔 篇7
煤矿的探放水管理工作, 以“预测预报, 掘采必探, 先探后掘, 先探后采”为指导原则, 从而对水害事故进行有效的遏制。采掘工作面在进行探放水设计时, 应严格执行相关的标准规范, 充分考虑防、堵、疏、排、截等方面的需求。在实施探放水工作前, 应对工作面区域内的水文地质资料、水源水压等情况进行充分的调研, 确定钻孔的准确位置、数量、分布及长度角度, 并进行有害气体检测。清理巷道、挖好排水沟, 在探水点附近对支护设施进行加固, 对探水设备进行检修, 制定探水时的安全退路并确保畅通。钻孔作业前准备关注应充分具体, 在打钻过程中关注钻孔中水压水量等变化情况, 防止机械伤人事故的发生。制定切实可行的应急预案, 将可能发生的事故损失降到最低[1]。
2 榆树泉煤矿及1013工作面概况
榆树泉煤矿境界包括原榆树沟、原榆树泉、榆树峰三个矿井及空白区, 整合后的井田走向长约6.79km, 倾斜宽1.79~2.61km, 面积12.2679km2, 整合技改后的矿井生产能力为90 t/a。井田总体为一宽缓的向斜构造 (捷斯德里克向斜) , 向斜轴近东西向展布, 向西逐渐跷起, 向东逐渐倾伏。井田内出露的地层由老至新有上三叠统黄山街组、下侏罗统塔里奇克组、阿合组和第四系。煤层火烧区分布广泛, 受煤层火烧垮落、烘烤的影响, 裂隙~极发育, 连通性好, 深度变化较大, 富水性极强, 矿井遇火烧区含水层时, 涌水量会骤然增大, 是未来煤矿开采的主要水患。
1013工作面位于矿井井田的西部, 范围包括地面向斜轴部疏干井以南220~240米的区域, 地势西高东低、起伏较小, 海拔高度差为36.5米。大气降水包括降雨、降雪是首采工作面充水的根本来源, 含水层由细砂、中砂、粗砂、砾石等组成, 厚度为0~37.02m, 砾石成分以火成岩、变质岩、石灰岩、砂岩为主。首采区范围钻探揭露第四系松散层厚度较小, 没有揭露第四系潜水含水层。采空区积水面积为59177.83m2, 火烧区积水总计:347.94万m3。工作面的下10煤层上部为下5煤层火烧区, 火烧区内积水较大。采用钻孔疏排水的方法进行排水, 能够疏放下5煤层火烧区积水。
3 探放水作业方案
3.1 总体设计
矿区揭露地层划分为5个含水层、4个隔水层, 而隔水层主要分布于塔里奇克组中段煤层顶板的泥岩、粉砂岩层, 层位较为稳定。开采的下10煤层首采工作面顶板存在3个含水层, 且有断层和裂隙。采用瞬变电磁法对首采工作面上方110米厚的地层进行赋水性探测, 以查明顶板富水区域, 并结合顶板富水区域与下5煤层火烧积水联通性情况, 对工作面顶板富水区域进行超前探放水钻孔布置。从而疏干顶板裂隙水, 减少工作面老顶垮落后顶板水的突然溃入[2]。
在工作面南部下10煤层的开采区域, 地面裂隙塌陷的最大影响范围可达30米, 下10煤层距离上部下5煤层火烧区的平均距离为110m。按照70°的塌陷角计算, 下10煤层开采影响到下5煤层的范围为40米。设计钻孔终孔的位置, 应以跨过塌陷影响线为原则。在+1653m运输巷位置, 对上部火烧区进行探放水工作, 终孔的位置应以塌陷影响线为界外推10米[3]。
3.2 探放水钻孔布置
在1013工作面运输巷、回风巷的适合位置对上部富水区设计钻孔进行探放水工作, 采用28个钻孔的设计, 预计工程量为3920米。其中, 钻孔平距为70~106m, 垂距为90~120m, 孔深为114~156.2m, 仰角为49~53°, 范围角为65~308°。由于工作面+1653m水平运输巷的下5煤层火烧区位置低、易积水, 共设计疏放水钻孔12个, 钻孔总长度1813m。钻孔参数如下, 钻孔平距为84~103m, 垂距为110~120m, 孔深为138.4~158.1m, 仰角为50~54°, 范围角为15~335°。
在工作面的南部, 由于+1720m上部为采空区, 形成积水的可能性较大, 应对积水进行探放。沿+1706m回风顺槽, 向采空区方向进行钻孔疏放水。自切眼开始顺煤层施工, 以400m为间隔布置钻孔, 每个钻孔深度为35m, 6个钻孔共计210m。开孔采用Ф146mm钻头钻进, 深度为6.5m。下入Ф127mm套管6m, 经封孔打压合格后, 根据岩石的完整性, 采用Ф108mm钻头钻进15~20m。下入二级套管15~20m, 用水泥封孔并打压合格后, 采用Ф73mm钻头钻进。对于水文观测孔, 应钻进至火烧区底部5~10m见水后, 改用Ф50mm钻头将火烧区钻透。
4 探放效果分析
工程实施后, +1653m运输巷排水系统的排水能力达到8832m3/d, 与之前的涌水量4800m3/d, 增加了4032m3/d。工程实施后的两个月内, 地面共计抽排水397946m3, 井下共计排水314485m3, 井上、下总计排水712431m3。在此期间, 火烧区水位平均下降了3.296m。在整个回采过程中, 没有出现工作面出水的现象, 探放水工作取得了良好的效果。对于保障煤矿的安全生产, 防止突水、透水事故的发生, 起到了积极地作用。避免了不必要的经济损失, 为煤矿的发展赢得了经济效益和社会效益。
摘要：探放水作业在煤矿生产中有着重要的地位和作用, 文章阐述了工作面探放水钻孔作业的原则, 介绍了榆树泉煤矿及1013工作面的概况, 以及探放水方案的设计和细节, 并对实施效果进行了分析评价。
关键词：工作面,探放水,钻孔作业,效果分析
参考文献
[1]严克礼, 宋正宇.7113工作面探放顶板砂岩水钻孔技术分析[J].山东煤炭科技, 2009 (02) .
[2]史先志, 严克礼.工作面顶板探放水钻孔效果评价[J].能源技术与管理, 2007 (06) .