松软煤层

2024-10-06

松软煤层(精选8篇)

松软煤层 篇1

梁北煤矿隶属于河南神火集团有限公司, 位于河南省禹州市梁北镇境内, 属于煤与瓦斯突出矿井, 于2004年底投产, 设计生产能力0.9 Mt/a。矿井主采二叠系山西组底部二1煤层, 该煤层为单一松软突出煤层, 厚度0~10.9 m, 平均厚度4.2 m;煤层原始瓦斯压力0.60~3.65 MPa, 瓦斯含量4.91~13.97 m3/t;煤的坚固性系数为0.15~0.25, 煤层透气性系数0.001 1~0.045 4 m2/ (MPa2·d) ;煤层具有较强的突出危险性, 透气性差, 属于难抽采煤层[1,2]。

该矿井瓦斯治理一直都采取钻孔抽采的方式, 但效果并不理想, 由于煤层瓦斯含量高、压力大, 钻孔施工至一定深度时, 常出现卡钻、喷孔、排渣不畅、煤层易塌孔、成孔率低等问题, 难以满足设计要求, 给煤层瓦斯抽采带来了困难[3,4]。更为严重的是, 钻机操作稍有不当便会埋钻, 影响钻孔施工进度和瓦斯抽采效率, 为工作面回采带来隐患。因此, 松软突出煤层瓦斯治理装备与技术的改进, 显得尤为重要。

1 瓦斯治理存在的问题

由于梁北煤矿煤层松软, 地质条件比较复杂, 钻孔困难, 钻孔深度达不到设计要求, 不能形成有效的瓦斯释放通道, 致使采煤工作面经常出现预抽“空白区”, 给回采带来极大的突出威胁;采用常规的封孔工艺, 封孔质量得不到保证, 瓦斯抽采浓度偏低, 影响瓦斯抽采和防突效果[5]。

1) 采用ZDY-1900S型钻机配合螺旋钻杆施工钻孔, 由于钻机钻进能力弱和排渣不畅等原因, 容易出现卡钻、抱钻现象, 钻孔施工达不到设计深度;再者由于松软煤层钻孔成孔后易发生孔壁坍塌, 严重降低钻孔瓦斯抽采通道的有效利用长度, 给工作面中部留下预抽“空白区”。以11031工作面为例, 从运输巷和回风巷双向施工顺层钻孔, 钻孔深度必须普遍达到85 m以上, 方能实现对整个工作面的控制。采用原有的施工技术和装备, 平均钻孔深度仅为65 m左右, 难以满足要求。

2) 由于煤层瓦斯含量大, 在施工水力扩孔过程中, 容易出现喷孔现象, 喷孔率在90%以上, 有严重的事故隐患, 影响正常的钻孔施工。

3) 原用的“聚氨酯和毛巾缠绕”封孔方式, 封孔深度达不到设计要求, 导致封堵不严, 抽采瓦斯浓度低。

根据以上瓦斯治理中存在的问题, 在提高抽采钻孔深度、成孔率和瓦斯抽采率方面, 提出改进瓦斯治理的装备与技术。

2 改进措施

2.1 钻进装备的改进

1) 选用大功率钻机。分析认为, 抽采钻孔施工达不到设计深度, 主要原因是原ZDY-1900S型钻机功率和输出转矩小, 钻孔一旦出现塌孔, 钻机负荷加大, 钻机旋转速度将变慢, 另外排渣不畅通, 直接会导致卡钻、抱钻事故的发生。所以, 钻机的旋转转矩应大幅度提高。考虑到施工巷道断面较窄, 搬运距离长、环节多, 要求钻机外形尺寸较小且易搬运, 选用了具有更强钻进能力的ZYW-4000型煤矿用全液压软煤钻机。主要性能参数见表1。

ZYW-4000型钻机输出转矩大、钻进能力强, 可有效降低钻进过程中的卡钻、抱钻事故的发生概率, 保证钻孔施工能达到钻进设计深度;同时该钻机具有液压系统联动功能, 使得钻机操作更简便, 可快速上下钻杆, 减少了钻机操作的辅助时间, 大大提高了钻进效率。

2) 将螺旋钻杆更换为便于排渣的三棱钻杆。使用三棱钻杆可减少钻杆与孔壁的接触面积, 降低钻杆对钻孔孔壁的摩擦扰动, 维护了孔壁的稳定性, 在孔内压风的作用下, 有利于煤渣排出孔外, 可提高钻孔的成孔率。

3) 改进压风系统, 将采掘工作面供风风压由原来的0.45 MPa左右提高至0.60 MPa左右, 使钻孔内煤渣更方便地排出孔外。

在11031工作面, 采用改进的钻进装备后, 本煤层抽采钻孔施工过程中有效减少了卡钻、抱钻事故, 钻孔施工到设计深度, 钻孔平均孔深由原来的65 m提高到95 m, 最大单孔深度达到122 m。

2.2 钻孔防喷技术的改进

1) 采用“双子孔”防喷技术 (见图1) 防止喷孔。依据“在水力扩孔钻孔相邻位置施工抽采钻孔, 水力扩孔钻孔在煤层段形成联通空间后, 增加了瓦斯释放通路, 确保水力扩孔过程中涌出的瓦斯及时被抽出, 不形成高压积聚”的原理, 利用同一部钻机在水力扩孔钻孔上方0.3~0.5 m开孔, 该孔孔底位置距水力扩孔钻孔孔底2~3 m, 成孔后封孔抽采瓦斯, 随后对水力扩孔钻孔进行扩孔作业。

1—钻机;2—钻杆;3—上位孔;4—下位孔;5—孔口三通;6—铝合金弹簧管;7—防喷箱;8—密封装置;9—Ф10 mm抽采管;10—防喷孔抽采管;11—深孔抽采管;12—蝶阀;13—排渣口;14—扩孔钻头;15—深孔集中抽采管;16—孔口套管;17—扩孔影响范围。

2) 改进防喷装置。装置结构采用“孔口三通+铝合金弹簧管+大容积防喷箱 (规格Φ0.8 m×9.0 m) ”。发生喷孔时, 喷孔产生的巨大冲击力, 使瓦斯经“孔口三通+铝合金弹簧管”进入瓦斯抽采系统, 水和煤粉则进入“大容积防喷箱”排入水煤沉淀池沉淀[6], 瓦斯、水和煤粉分离, 从而保证水力扩孔施工安全。

2.3 封孔方式的改进

新型合成树脂定位封孔主要是利用矿用合成树脂进行定位封孔。采用此封孔技术不仅满足封深孔的需要, 而且可以定位、定向封孔, 更加适用于井下瓦斯抽采钻孔封孔[7,8], 具体封孔过程如图2所示。

顺层钻孔封孔管长15 m, 封孔段位于孔口向内5~15 m区域, 封孔段长10 m, 钻孔孔口使用黄泥进行固孔500 mm, 封孔管外露150~200 mm, 封孔工艺如图3所示。

水力扩孔采用“5根Φ50 mm×4 m聚乙烯封孔管+合成树脂材料+水泥砂浆”进行封孔, 封孔段长18 m。另外, 穿层钻孔水力扩孔先用Φ153 mm钻头开孔长为7 m, 后下入长为6 m、Φ146 mm的固孔套管, 固孔套管采用合成树脂封孔剂固孔, 有效防止孔口段漏气。

3 治理效果分析

1) 采用改进的钻进装备ZYW-4000型钻机配合三棱钻杆, 钻机钻进能力大, 钻具排渣能力强, 有效减少了卡钻、抱钻事故。2012年全矿共施工各类区域措施钻孔4 482个, 钻孔累计长度28.97万m。其中本煤层顺层预抽钻孔1 790个, 钻孔累计长度14.48万m;穿层抽采钻孔1 415个, 钻孔累计长度5.99万m;顺层钻孔工程量提高了4倍, 穿层钻孔工程量提高了3倍。抽采钻孔一次成孔率提高到80%, 95%的抽采钻孔钻进深度达到85 m以上, 满足设计要求。90 m以上的钻孔瓦斯抽采率在55%以上, 消除了工作面中部的预抽“空白区”。

2) 采用“双子孔”防喷技术, 有效解决了穿层钻孔水力扩孔时的喷孔问题, 喷孔率降低至5%, 保证了钻孔正常施工;采用封孔新工艺, 解决了封孔质量问题, 使得单孔瓦斯抽采量和瓦斯抽采浓度都得到大幅度提高。2012年完成水力扩孔979个, 平均单孔瓦斯抽采量达到0.016 m3/min, 比原来提高了0.007 m3/min, 增幅77.7%。

3) 通过采取改进措施, 瓦斯抽采钻孔深度和封孔质量得到提高, 缩短了钻孔周期, 增加了抽采时间, 瓦斯得到有效释放, 抽采效果和区域防突效果显著。采掘工作面突出危险性敏感指标 (钻屑瓦斯解吸指标Δh2=180 Pa, 钻屑量S=5 kg/m) 得到良好控制;各采掘点回风流的瓦斯体积分数由原来的0.55%降至0.30%左右, 提高了生产安全系数。

4 结语

瓦斯治理是一个综合的系统工程, 除采取以抽采瓦斯为主的治理措施外, 还应该多措并举, 加强有效的制度管理和安全教育监督, 重视员工安全意识的培养;不断引进新技术新方法, 加大瓦斯治理投入, 才能保证瓦斯治理效果不断提高, 防治瓦斯事故的发生, 煤矿的安全生产才能得到根本保障。

摘要:针对单一松软突出煤层瓦斯治理钻孔抽采难的问题, 梁北煤矿通过选择大功率钻机和三棱钻杆, 提高抽采钻孔的钻进深度和成孔率, 有效消除了工作面中部的预抽“空白区”;通过采用“双子孔”防喷技术, 解决了水力扩孔时易喷孔的问题;通过改进抽采钻孔封孔工艺, 提高封孔质量, 提高了单孔抽采量和瓦斯抽采浓度。采用新装备和新工艺后, 实现了抽采达标, 有效消除了瓦斯突出危险性并解决了瓦斯超限问题。

关键词:松软突出煤层,瓦斯治理,抽采钻孔,防喷技术,封孔工艺

参考文献

[1]曹晓春, 袁东升, 冉松河.梁北煤矿瓦斯地质规律与瓦斯综合治理技术研究[J].河南理工大学学报:自然科学版, 2007, 26 (4) :359-364.

[2]张清锋.浅谈梁北矿瓦斯的综合治理[J].中州煤炭, 2010 (10) :122-123.

[3]姚宁平.煤矿井下瓦斯抽采钻孔施工技术[J].煤矿安全, 2008 (10) :30-33.

[4]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.

[5]雷洪波, 周政林, 王荣超.松软突出煤层顺层抽放钻孔施工及封孔技术研究[J].矿业安全与环保, 2009, 36 (S1) :136-138.

[6]朱建安, 申伟鹏, 郭培红.水力冲孔技术三通防喷装置的改进设计[J].煤矿安全, 2010 (5) :22-24.

[7]张健, 荣向东.瓦斯抽放钻孔封孔工艺改进及效果检测研究[J].煤炭工程, 2012 (10) :33-35.

[8]蒲建军.矿用合成树脂封堵瓦斯抽放孔在焦家寨矿的应用[J].科技传播, 2012 (15) :155.

松软煤层 篇2

关键词:复合顶板;松软煤层;锚网和锚索梁联合支护

因为该煤层的煤体相对松软,顶板为复合型顶板,极易脱落,因此我们如果继续使用以往的支护理念和支护技术不仅效果较差,而且可能带来很大负面影响,这主要是由于传统的支护技术,比如矿工钢梯形支架和U型钢支架,它们的造价相当高、钢材消耗量较大、浪费人力资源。鉴于此,我们可以应用预应力螺纹钢锚杆和预应力锚索支护等新技术开展施工工作,实践证明效果是十分明显的。

一、地质概况

该煤层位于井田分界构造F5断层的西部位置,其煤为黑色半亮型,主要煤型为亮煤,该煤层的机构十分复杂,平均煤层厚度约为3.0m,煤层倾角为8°-15°,煤层普氏系数f <1,呈裂隙发育状态。煤层伪顶约0.5m,黑灰色细砂岩,其层理和节理均得到一定程度的发育,但易脱落。

二、巷道支护方式的选择及参数设计

(一)巷道支护方式的选择

我们知道,架棚支护与锚网支护的作用机理不同,采用锚网和锚索梁联合支护的承载力高,造价较低,灵活便捷,施工高效,且具有柔性可缩、稳定性好等诸多优势,同时我们可在巷道掘进中顶板采用预应力螺纹钢锚杆配合小眼孔冷拔丝钢筋网护顶,煤帮采用普通树脂锚杆配合尼龙网护帮,将护帮网与护顶网进行联结,就可以形成一个帮顶网全封闭支护的模式,确保自稳和回采的顺利进行。

(二)锚网和锚索梁联合支护参数设计

(1)锚杆支护参数计算

L ≥N(1.1 +W 10)

L ≥C +t +n

D ≤0.5L

Q ≥RhD

Q ≥RhD2γ

式中:

L代表锚杆长度,m;

W代表巷道跨度,m;

N代表围岩稳定性系数,取N=1;

C代表围岩松动圈厚度,取C=0.9~ 1.2m;

t代表锚入老顶厚度,取t≥0.3m;

n代表锚杆外露长度,取0.1m;

D代表锚杆间、排距,mm;

Q代表锚杆锚固力,t;

R代表安全系数,取2~3倍;

h代表软弱岩层厚度,h=1.1m;

γ代表软弱岩层平均容重,γ=2.5t/m3.

根据上述公式,笔者得出如下参数结果:

锚杆长度L≥1.6 m,锚杆间排距 D≥ 0.8 m。

结合这一结果,为保险起见,我们将顶部支护选用了16Mn螺纹钢,锚杆长度2.0m,直径为18mm。每根锚杆使用Z2535型树脂药卷两节,每根锚杆的锚固力大于8t,间排距为800mm×800mm,顶板铺设小眼孔冷拔丝钢筋网(钢筋网主材Φ4mm冷拔丝,网目40mm×40mm)。煤帮选用Φ16mm的树脂锚杆,杆体长度1.6m,锚杆托盘规格110mm×110mm×5mm,间排距为1000mm×1000mm,两帮均铺设尼龙网,增强煤巷软帮的直立和稳定效果,单根锚杆锚固力大于4t。

(2)锚索支护参数计算

结合相关的地质资料分析,为了预防巷道顶板岩层发生比较大面积的垮落事件,我们用Φ15.24mm、L=7000mm的钢铰线把锚杆加固的“组合梁”整体悬吊在坚硬岩层当中,值得注意的是此处的冒落高度要大于锚杆长度,靠巷道两帮的角锚杆和锚索一起发挥悬吊作用,在忽略岩体粘结力以及内磨擦力的情况下,我们取垂直方向力的平衡,主要运用下列公式计算锚索间距:

L' = nF2 / [BHγ-(2F1sinθ)/L1]

式中:

L'代表—锚索间距,m;

B代表巷道最大冒落宽度,取4m;

H代表巷道冒落高度,按最严重冒落高度取2m;

γ代表岩体容重,26.7kN/m3;

L1代表锚杆排距,0.85m;

F1代表锚杆锚固力,70kN;

F2代表锚索极限锚固力,取230kN;

θ代表角锚杆与巷道顶板的夹角,取75°;

n代表锚索排数,取1。

通过计算,L' =3.8 m,为安全起见,锚索间距设置为3.0 m,其支护断面如下图所示。

三、顶帮锚网支护工艺要求

本巷道采用EBZ—75C型悬臂式掘进机截割、装载煤体,运煤运料则采用的是配套的型号为DSJ—80型可伸缩胶带输送机。在煤巷进行打锚杆的过程中,顶部支护使用MQT—120/2.3型风动锚杆钻机机进行,而两帮支护采用MQS—50/1.5型风动帮锚机进行,短掘短支,全断面一次成巷。

锚网支护工艺流程主要是,第一步是使用掘进机对煤体进行截割、转运,第二步是检查巷道规格尺寸是否符合设计要求,第三步是待操作人员退机之后,进行敲帮问顶作业,使用长柄工具对顶帮活煤、活矸进行处理,第四步是进行吊联顶网,第五步是进行临时支护,第六步是按照设计的间排距打锚杆,在锚杆支护的过程中,逐根及时安装托盘、紧固螺母至设计扭矩,并用扭力矩扳手检查扭力矩是否达到标准,最后打帮锚杆。

四、结语

综上所述,锚网和锚索梁联合支护技术应用在巷道掘进速度、工效、工程质量等得到了有效提升,大幅度减轻了作业人员的劳动强度,为综采工作面接续创造了良好条件。

参考文献:

[1]刘丕利. 锚网和锚索梁联合支护在复合顶板松软煤层巷道施工中的应用[J]. 煤炭技术,2010,02:63-64.

松软煤层深孔钻进工艺实践 篇3

关键词:松软煤层,钻进工艺,打钻

实现松软煤层中打深孔,必须从钻孔设计、打钻设备到打钻工艺等方面采取综合办法来解决。对于定型的钻机和钻孔设计,优化的钻进工艺不但可以提高打孔的深度,还保证了施工的安全,减少卡钻、喷钻和打钻引发的煤与瓦斯突出等灾害;而且在软煤中打深孔是各种防突措施的前提。因此对打钻工艺的研究具有非常重要的现实意义。

1 钻进机理和孔周围的应力应变分布

打钻使钻孔周围出现塑性带,在钻孔周围形成的非弹性变形带具有应力减小的特征,在应力发生变化时,煤体裂隙的发育是塑性变形的前提,位于弹性各向同性介质中的裂隙,其边缘所受的应力τ边=σBHT+σBH。其中,σBHT为施加于裂隙的拉应力;σBH为负值,是远离裂隙的外部压应力。由于煤体的移走,去掉外部压应力时,拉应力(σBHT)增大,使软煤产生更多的塑性变形来消耗弹性能。因此松软煤层塑性带沿轴向位移明显大于硬煤,钻进时需排更多的钻粉。同时因σBHT的作用,煤体沿轴向不断对排出的钻粉进行补充,使钻进阻力增加。

2 打钻常见问题

2.1 垮孔

采用水力排渣,水量大时对孔壁的冲刷作用较大,使孔壁容易垮塌。水量小时由于水的渗透,回流水量小,排渣不好。在钻进仰孔时,当钻具起出孔口后,由于钻孔有一定的仰角,水随即全部流出孔口,孔壁也易垮塌。采用风力排渣时,则风力排渣粉尘大,风压大时对孔壁的风蚀明显,风压小时因沿途压力损失,容易在孔内造成煤粉淤积。加上煤质软,矿压大,也很容易出现垮孔。当钻孔较深时,钻杆脱节或掉钻头的可能性就较大。

2.2 喷孔

钻孔喷孔应看作是钻孔中出现的动力现象,这种现象的出现类似于煤与瓦斯突出,主要是高压瓦斯、应力集中和软煤存在3个因素综合作用的结果。煤体沿钻孔径向可分为弹性带和塑性带,在弹性带和塑性带边缘处径向应力分量恒等,该边界处的径向应力可写成

στ=-2τSln(r/R0) (1)

式中,στ为径向应力;τS为剪切强度;r 为塑性带半径;R0为钻孔半径。

由式(1)可知,R0越大,στ越小。塑性带是随钻进时间形成的,钻进速度越快,塑性带越窄。在高速钻进时,理论上塑性带将有最小值r=R0,στ=0,这时因无塑性变形,应力不对外做功,弹性能聚集,喷钻几率增加。软煤的塑性态可以用有内摩擦力的塑性介质模型表示为

τH=k+σHtanρ (2)

式中,τH为极限面的切应力;k为内聚力;σH为极限面的正应力;ρ为摩擦因数。

如果取τH=τS,则由(1)式可知,στ由σH决定。考虑到煤层工作面附近正应力的分布和支承压力的存在,στ由采矿深度和钻孔深度决定,这与松软煤层钻孔达到一定深度时易于喷钻和卡钻的事实相符。当钻孔进入软煤分层时,钻头的切削旋转对软煤产生冲击和破碎,煤体中裂隙沿径向的非弹性带迅速发育,非弹性带内的煤体破裂和粉碎使煤体瓦斯快速解吸,使流入钻孔中的瓦斯激增,沿钻孔径向和轴向都出现较大的瓦斯梯度,因而出现明显的瓦斯激流或射流,承压的瓦斯激流或射流对破坏的煤颗粒起边运送、边粉化的作用,同时还继续沿钻孔径向和轴向扩张非弹性带。由于钻孔孔径小,钻孔出现堵孔、排渣不力,瓦斯激(射)流和粉化的煤颗粒难以顺利地向孔外排出,进一步增加了钻孔轴向的瓦斯压力梯度,致使瓦斯爆发性涌出,形成喷孔。

喷孔也可能产生于堵孔后。由于煤层中含水或结核,钻头切削的煤粉难以顺利排出,造成孔内堵塞,在钻孔的浅部(10~20 m的范围内)出现堵孔;或是打钻风压和风量不够,排渣不力,出现堵孔。堵孔造成钻孔前方和周边的瓦斯无法排出,孔内瓦斯不断涌出,孔内外形成较大的压力梯度,达到某个极限时,发生喷孔。

2.3 卡钻

卡钻是与喷孔有直接联系且随之发生的一种现象,喷孔时未能及时退出钻杆,破碎的煤体将钻杆和钻头箍紧;或是孔内出现垮孔和堵孔、排渣不力、孔内积粉增多,此时若仍然钻进,则使堵孔、塌孔的范围不断扩大,造成钻杆和钻头箍紧,钻头无法进退。

3 深孔钻进工艺

3.1 稳固钻机

首先要根据钻孔设计确定钻机位置,固定好钻机,防止钻进过程中的振动。钻机振动将会造成钻杆在钻进过程中摆动或闪动,形成钻杆偏离中心,增加阻力,削弱钻进扭矩,或孔壁受钻杆摆动影响而破坏,增加垮孔、塌孔、堵孔的形成条件。稳固钻机是打钻前重要环节,也是打深孔的基础。

3.2 保证排渣顺畅

排渣是一个关键环节,要做到不堵孔,减少喷孔,降低喷孔强度都靠排渣,排渣是否顺畅,直接关系到钻孔的成败。风力排渣时,排渣不顺畅会摩擦发热产生高温,严重时导致钻孔内起火,带来安全隐患。钻孔排渣顺畅依托2个条件:①保证打钻风压和风量;②规范操作。

焦作工学院“九五”期间曾在平顶山十矿开展“松软煤层打钻技术及装备研究”,研制了扶正器和可收缩钻头,并且侧重进行了打钻工艺的研究。提出了“低压慢速、边退边进、掏空前进”十二字软煤打钻工艺的思路。

含水煤层孔内煤粉变成煤泥糊或煤泥团,单纯送风往往难以达到孔内通畅的效果,多退钻、反复退和提高风压是完全必要的,在此时也可以采用水力排渣来解决。但不能强调钻进速度,否则欲速则不达。

钻粉的多少综合反映了应力、瓦斯压力和煤的力学性质三因素。在相同打钻工艺条件下,应力越大,瓦斯压力越大,煤的强度越低,所产生的钻粉越多。支承压力的分布对钻粉产生和排出的影响非常明显,支承压力的分布区钻粉多,钻孔径向塑性带变宽,孔内排渣困难,往往易卡钻、喷孔和垮孔,多退钻、反复退是钻孔过支承压力带的关键。为了提高钻进速度,可以有计划地进行钻具排渣、风力排渣和水风排渣的替换。实践已证明,这是提高钻进速度和打深孔的有效途径[1]。

3.3 给进压力、钻进速度和钻机转速相互配合

在软煤中打深孔需要给进压力、钻进速度和钻机转速互相配合。钻机给进压力的极限是固定的,不同层段要掌握不同的给进压力,压力升高的原因:①穿层;②孔内出现堵孔;③钻具损坏。当给进压力突然变化时,必须采取果断措施,一是停止钻进,加大排渣力度;另一种是撤钻退钻。钻进速度必须保持适当,软煤分层中钻进主要是降速,通过高转速、低钻进速度延长排渣时间,充分排渣,减少沉渣,同时也起到降低给进压力的作用,提高钻机转速使孔壁光滑,这是后期保证成孔深度的重要环节。资料表明,通过提高钻机转速和排渣风压,软煤中可以打出90 m的深孔[2,3]。

4 应用实例

义马煤业集团某矿12011工作面煤体坚固性系数为0.1~0.4,使用ZDY-5全液压坑道钻机,给进压力0.3~0.5 MPa,钻头Ø75 mm,钻杆长1 m,打钻孔87个,测定钻进每根钻杆最慢为10 min,最快为1 min,按次数统计,在钻进每根钻杆所用时间小于2 min时,发生了严重喷孔。按钻进速度大小分为3个统计区间:<2 min/m,2~5 min/m,>5 min/m。统计表明:孔深小于30 m时,2~5 min/m的速度可以保证安全钻进,其中大于7 min/根杆的各孔钻进平稳。在给进压力5~6 MPa,钻进速度7~9 min/根杆时孔深都超过了75 m。

5 结语

(1)稳固钻机、保证排渣顺畅、注意给进压力、钻进速度和钻机转速的优化配合是打深孔的关键。

(2)高转速低钻进速度,延长排渣时间充分排渣,减少沉渣,既保证了施工的安全,又减少了卡钻、喷钻和打钻引发的煤与瓦斯突出等灾害。

参考文献

[1]唐永志,王子龙.松软高突煤层顺层钻孔施工方法[J].矿业安全与环保,2000,27(4):20-21.

[2]白铁刚,刘伟,佟敬勋,等.MYB-50型全液压钻机的研制与应用[J].煤矿安全,2001(6):38-39.

浅谈松软煤层钻进工艺及推广应用 篇4

随着多数软煤矿区生产规模的扩大和开采深度的增加, 施工的煤层地质条件越来越复杂, 打钻难成为松软煤层瓦斯抽采的瓶颈。特别是以松软突出煤层为主采煤层矿井, 松软突出煤层一般煤质松软、渗透性极差, 但瓦斯含量却特别高, 同时松软煤层的瓦斯压力往往较高, 在这样的煤层中钻进, 容易发生喷孔、塌孔、卡钻等孔内事故, 造成钻孔成孔深度浅、成孔率低、瓦斯抽采效果差, 导致防突成本和瓦斯抽采成本很高。

松软煤层瓦斯抽采钻孔施工常见的钻进方法有干式螺旋钻进和空气钻进, 目前, 使用常见的钻进方法钻孔存在成孔率低或成孔深度浅、瓦斯抽采效率低等一些问题, 严重影响着煤矿安全高效生产。近年来, 我院在承担国家发改委的“松软突出煤层中风压空气钻进装备研制与配套工艺开发”项目中研发了松软突出煤层中风压空气钻进成套装备及工艺。该项技术在减少孔内事故、提高钻进效率和成孔深度及成孔率等方面具有很大优势。

二、中风压空气钻进工艺

在煤矿井下常用的钻进方法中, 根据钻进介质的不同, 钻进主要分为清水钻进、空气钻进两种钻进方式。按照钻进用钻具的不同, 又分为螺旋钻进和外平钻杆钻进。空气钻进按照空气压力的不同, 又分为常风压 (P≤0.75MPa) 钻进、中风压 (0.7MPa

随着煤矿井下用中风压移动防爆空压机的出现, 对于松软强突煤层采用中风压钻进沿煤层瓦斯抽放钻孔引起了广大煤矿钻探人员的关注。中煤科工集团西安研究院有限公司承担了“煤矿瓦斯综合治理与利用重大关键技术研发与装备研制”专项课题“松软突出煤层中风压空气钻进装备研制与配套工艺开发”。项目的任务是: (1) .针对目前常风压过低, 不能有效携粉排渣的问题, 利用风压大于1.2MPa的中风压防爆空压机; (2) .针对松软突出煤层钻进时易抱钻、喷孔及成孔难, 钻机能力弱不能及时有效处理孔内事故的问题, 研制开发大功率的钻机及配套装备; (3) .针对松软突出煤层成孔后孔壁坍塌, 堵塞钻孔, 不能有效抽采瓦斯的问题, 研发钻杆内下放抽采瓦斯套管护孔技术。最后形成适合我国煤矿情况并具有自主知识产权的装备及工艺技术, 解决该类煤层瓦斯治理的难题。

三、中风压钻进装备

压风钻进同常规回转钻进相比, 主要是冲洗介质的不同, 在钻进设备方面没有本质的区别。

1. 钻机

同地面钻进相比, 煤矿井下钻进所用设备比地面钻进设备多了防爆的要求。近年在煤矿井下常用的全液压坑道钻机中, 以中煤科工集团西安研究院有限公司研制的ZDY全液压坑道系列钻机为主要代表 (图1) 。该系列钻机具有机械化程度高、分体或整体式结构、场地适应性广、搬迁灵活、特有的通孔式结构、工人劳动强度低等优点而深受广大煤炭企业的欢迎。

2. 钻杆

压风钻进用钻杆要求在保证钻进安全、钻杆外平的前提下, 尽量扩大钻杆 (尤其是接头部位) 的内通孔的面积。为了适应压风钻进的这一特殊要求, 中煤科工集团西安研究院有限公司成功研制了φ73mm矿用高强度摩擦焊接1:10锥度锥型扣外平钻杆;φ50mm、φ63.5mm矿用摩擦焊接锥型扣钻杆;φ73/75mm大通孔钻杆。上述几种钻杆为压风钻进的普及与推广打下了坚实的基础。

3. 钻头

与水作介质的普通回转钻进用钻头的工况相比压风钻进用钻头的特点有:

(1) 对钻头的冷却效果与水相比要差很多;

(2) 钻头主要施工松软突出煤层, 钻进中对钻头的磨损等相对都要弱一些;

(3) 风压多是中低压 (0.3MPa≤P≤1.25MPa) 、恒压输出 (风量不超过额定值) , 钻杆、钻头的过流面积对风量的影响较大, 因此, 钻头的水眼要尽量大。

综上, 压风钻进用钻头常选用翼片式、大水眼硬质合金钻头。

4. 中风压钻进应用实例

中风压钻进在国内一些煤炭企业例如淮沪煤电公司丁集矿、晋城煤业集团公司成庄矿、通化矿业集团松树镇煤矿均已成功应用。现以淮南煤业 (集团) 公司、通化矿业集团实施情况为例。

(1) 地质勘探工程处在丁集矿11-2煤层掘进巷道开展大直径长钻孔消突试验为例。施钻地点煤层较为平缓, 倾角0~-3°, 平均厚度为2.4m, 中下部有0.2m的夹矸, 煤层硬度f值0.6~0.7, 相对瓦斯涌出量5.2m3/t, 瓦斯压力0.6MPa。

钻孔设计参数如表1所示。

(2) 根据松软突出煤层中风压空气钻进的要求, 结合松树镇煤矿地质底层条件, 采用的钻探设备和机具如表1所示:

结果分析:

各设备在钻孔现场的布置如图3所示。试验期间在Ⅱ层煤共施工钻孔4个, 总进尺315m, 最大孔深102m, 纯钻进效率约40m/h;各钻孔施工情况如表2, 根据钻进现场情况分析:1#钻孔和2#钻孔由于进入顶板岩层停止钻进, 3#钻孔和4#钻孔终孔时进入火成岩侵入区域。中风压空气钻进工艺适合于松树镇煤矿Ⅱ层煤瓦斯抽采钻孔施工;配套ZDY3200S钻机操作方便、性能可靠;防爆空气压缩机使用效果良好, 工作状态稳定

结论

(1) 在相同条件下, 中风压钻进配套设备及工艺具有钻进效率高, 钻孔深度大, 成孔率高的优点。

(2) 在条件允许的情况下, 优先选用外平、大通孔钻杆进行松软煤层沿煤层瓦斯抽采钻孔施工, 它具有相对孔深大、钻进效率高的特点。

(3) 中风压钻进因压缩空气压力较高, 现场煤尘大, 必须妥善解决钻进中孔口集尘、除尘的问题, 改善工人的劳动环境, 可以利用孔口集尘器和无动力多级除尘器组成的除尘系统操作简便、效率高, 能够有效地解决钻进过程中的粉尘污染问题。

(4) 压风钻进有利于钻进过程中及成孔后煤层瓦斯的释放, 瓦斯抽采效果好, 特别对于煤层松软、瓦斯突出, 难以用水、泥浆等介质钻进成孔的煤矿, 是一种目前较为先进的、值得推广的施工工艺。

摘要:松软煤层占我国在采煤层的60%80%, 其特点是煤层破碎、稳定性差, 瓦斯含量往往较高、压力大, 本煤层钻孔施工过程中容易出现喷孔、垮孔和卡埋钻等事故。针对煤矿井下本煤层瓦斯抽放孔施工成孔率低, 钻孔短等技术难题, 通过中风压钻进和配套设备的选择, 为后续的松软煤层施工提供参考和选择。

关键词:瓦斯抽放孔,中风压钻进,松软突出煤层,螺旋干式钻进

参考文献

[1]石智军, 胡少韵, 姚宁平等.煤矿井下瓦斯抽采 (放) 钻孔施工新技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2008.

[2]李泉新.松软突出煤层瓦斯抽放钻孔成孔技术与配套钻具的研究[硕士学位论文][D].北京:煤炭科学研究总院, 2007.

[3]殷新胜等.松软突出煤层中风压空气钻进工艺及配套装备[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (9) :72~74.

[4]冀前辉.松软煤层中风压空气钻进供风参数研究与除尘装置研制[硕士学位论文][D].北京:煤炭科学研究总院, 2009.

松软煤层片帮漏顶防治技术研究 篇5

山东能源新矿集团金黄庄煤矿设计生产能力为45万t/a,立井开拓,现开采-800 m水平,主采二叠系山西组B2、C1煤。

目前首采工作面为B2煤B102工作面。工作面长131 m,煤厚0.2~6.0 m,平均煤厚2.4 m;煤层倾角0°~21°,埋深800 m。煤层直接顶厚2.08 m,以石英为主,参差状断口的粉砂岩,灰黑色,裂隙不发育,层理不明显,含植物根部化石;基本顶为厚17.1m的细砂岩,灰色,层理发育,质坚硬,有较厚泥岩夹层。直接底为厚1.1 m的粉砂岩,灰黑色,裂隙不发育,层理不明显,含植物根部化石;半坚硬过度接触基本底为厚12 m的中砂岩,灰色,裂隙不发育,坚硬。

金黄庄煤矿B102工作面回采过程中,煤壁控制比较困难,尤其是受重力和煤体自身构造的影响,煤壁片帮发生率也逐渐增大,从工作面开采至开采100 m范围之内,出现了85 m片帮。大范围片帮后,煤壁侧需要打单体柱进行支护;采煤机割煤时,需要先移支柱,再割煤,增加一道工序,煤壁片帮的加剧直接影响到了工作面正常生产。据矿井初步统计,由于片帮原因每月少生产原煤约1.5万t,减少效益600万元。

目前,已有不少文献对煤壁的片帮、漏顶开展了研究。产生片帮漏顶的原因很多,包括采高、煤层强度、顶底板岩性、开采方式[1,2,3,4,5,6]等多方面因素。解决片帮漏顶首先要加强现场管理,其次还可采用改变支护形式、改进开采方式等方法。王家臣、周大为、蔡培森等分别研究了在峰峰矿区、淮南矿区和平顶山矿区采用注水法对片帮的治理方法[7,8,9,10,11,12]。

本文将对金黄庄煤矿B102工作面片帮、漏顶的原因进行分析,并研究相应的防治方法。

1 片帮、漏顶原因及对策

B2煤层顶底板岩性柱状如图1所示。

1.1 片帮、漏顶原因

针对B102工作面发生的片帮、漏顶现象,金黄庄煤矿组织有关技术人员及专家进行分析研究,认为导致片帮、漏顶问题原因主要有以下方面。

(1)矿井埋藏深,地应力大。该工作面埋深800m,实测地应力数据见表1。

(2)构造复杂。工作面地质条件复杂,断层较多,在工作面掘进揭露了41条小断层,大量断层存在导致煤层厚度不稳定,煤层破碎,构造应力增强。

(3)煤岩层工程稳定性差。B2煤直接顶岩层中夹有多层石英,分层厚0.2~0.8 m,容易破碎冒落,顶板不易控制,煤层上部有厚0.3~1.0 m软分层,坚固性系数一般小于0.5。这是导致煤壁控制困难的主要地质因素。

(4)支护方法存在一定问题。片帮后支架的伸缩梁不能及时有效控制顶板,致使片帮程度扩大,甚至出现冒顶事故。片帮漏顶后,顶板刹背不实,支架初撑力达不到要求,易造成支架倾倒。

1.2 以注水改良为主的防片帮方法

B102工作面片帮原因中,地应力高和构造条件复杂是无法解决的,支护方法可以根据现场条件进行调整,如加长护帮板、超前补打锚杆等加固防治措施,但这些方法效果有限。因此,重点应考虑改善煤层工程力学性质。

据文献[13]试验,煤体的力学试验与含水率有关,其抗压强度和弹性模量与水分的关系如图2和图3所示。从图2和图3可知,含水率在2.59%时,单轴抗压强度为2.292 MPa,为最大值;弹性模量为0.667 GPa,为较大值。结合型煤单轴抗压强度、弹性模量随含水率的变化趋势可以看出,型煤在含水率为2.5%左右时,其强度为最大值,弹性模量为较大值。因此,含水率为2.5%时,煤岩体的力学特征是最优的。

根据以上原理,认为金黄庄煤矿B102工作面可以通过注水改良煤岩体工程力学性质。

(1)由于煤层直接顶底板岩层不含水,煤层干燥,据取样测试,煤层含水率仅为1.5%。

(2)该煤层夹有泥岩夹矸,煤的灰分为17.9%,灰分成分为砂质泥岩,煤体中泥岩遇水能增强煤层的黏结性,有助于煤层稳定。

根据以上原因,金黄庄矿组织技术人员对采面存在问题进行不断观察和分析,经过反复研究实践,结合现场实际,制订了以注水为主要手段的防片帮综合治理技术。①执行煤层循环注水,眼距10 m,眼深8 m,允许推采6 m,预留2 m超前距,采用高压清水泵、专用封孔器注水,单孔注水量不少于1 m3。增强防尘效果、煤体黏结性,减少煤壁片帮。②加长护帮板长度,在原有护帮板的基础上使用工字钢加长0.8 m,固定在护帮板前端(可拆卸式),有效的加长空顶支护距离,防止片帮、漏顶,可在片帮之前有效托住顶帮。③局部出现片帮时,煤壁上部选用35 mm×1 800 mm木锚杆加固护帮,来压期间为了超前防范,打超前锚杆加固煤体,控制片帮深度。④对采高过大、煤壁片帮深度达到3 m,且支架不能进行及时支护,实施二次支护处理,采用煤壁掏窝架梁、顶板铺网补打锚杆,防止片帮、漏顶。

2 实施效果及效益分析

2.1 实施效果

自2015年11月,B102工作面开始实施新防片帮措施。在实施过程中,对煤壁侧向移动量、顶底板移动量、片帮情况进行了观测,并与实施新措施前进行了对比(表2)。

从表2可以看出,经过注水等综合方法处理后,虽然顶底板移动量没有明显减小,但侧向移动量减小,片帮情况明显好转。这说明注水前后,虽然采动应力没有改变,但由于注水作用主要是增加煤体黏结性,使煤体在同样变形条件不会破坏,从而起到防片帮作用。注水作用的另一个好处是煤尘量减少,减小了煤尘爆炸的可能性。总之,通过采取煤层注水等综合措施,有效提高了煤体整体强度,减少煤壁片帮和漏顶的发生,取得了良好效果。

(1)增强防尘效果、煤体黏结性,有效提高其整体强度,减少煤壁片帮和漏顶的发生。

(2)借助于及时支护工艺来缩短空顶时间,减少煤壁片帮,确保顶板完整。

(3)通过辅助工作量,提高了工作面煤壁的稳定性,同时还改善了工作面作业环境,确保了工作面的正常回采,加快了推进速度,提高煤炭产量。

(4)采用煤壁浅孔注水防片帮技术和超前加固煤壁技术、预防工作面煤壁片帮、漏顶。形成了一套较为完善的软煤层综合治理技术,为软煤层综采工作面安全生产的实现提供了可靠的技术保障。

2.2 效益分析

(1)可以有效提高煤层整体强度,减少煤壁片帮和冒顶的发生,保证顶板完整,具有安全效益。

(2)采取综合治理技术后,确保了工作面正常回采,效率由353 t/(人·月)提高至556 t/(人·月),提高开采效率,加快推进速度,提高煤炭产量,同时净增1 430万元,具有可观的经济效益。

3 结论

(1)金黄庄煤矿B102工作面开采过程中出现大量片帮漏顶等现象的原因是多方面的,包括地应力高、构造复杂、煤岩体稳定性差等多方面因素。

(2)在影响B102工作面片帮的诸多因素中,煤岩体的稳定性可以通过注水等方式进行改良,论文提出的以注水为主的综合措施对防片帮漏顶是可行有效的。

松软煤层 篇6

1工作面概况

平禹煤电公司方山矿新井二1-11041回风巷位于矿井北翼, 南起胶带下山, 西部、北部为矿井边界, 东部为二1-11041工作面未回采实体煤及运输巷。工作面设计标高-28 m, 对应地面标高为458 m, 垂深486 m, 煤厚在1.73~14.96 m, 平均厚度在5.00 m以上, 煤层倾角16°。煤层直接顶多为砂岩, 局部为砂质泥岩;基本顶为大占砂岩;底板为砂质泥岩。瓦斯含量10.74~12.08 m3/t, 瓦斯压力1.9 MPa, 煤层坚固性系数为0.12~0.19, 抽放半径为1.9 m。支护形式为锚网+锚索;巷道断面规格为4.2 m×3.0 m (宽×高) , 斜梯形。

2支护改进

由于在执行局部防突措施时钻孔终孔位置需要控制到巷道轮廓线10 m以外, 且钻孔数量较多, 造成巷道两帮以外隐性空顶严重处长达3 m。鉴于这种情况, 为有效减缓顶板下沉速度, 避免产生应力集中现象, 在采用锚网索支护的同时, 针对隐性空顶进行补强支护, 在施工中要求工作面50 m范围内, 加打单体液压支柱, 沿上下帮布置, 间距不大于1 m, 单体液压支柱上下带帽;工作面50 m以外, 加打永久贴帮柱, 间距不大于锚杆排距, 贴帮柱采用直径≥200 mm松木或2节U型钢拼接的可缩直腿, 搭接500 mm, 上下加焊底盘, 并用拉钩连锁加固。另外又增强了锚网支护的强度, 顶、帮增加了Ø14 mm钢筋梯子梁, 将顶、帮形成一个封闭的整体, 增强、改善了围岩自身的抗压强度。支护方面的改进有效改善了巷道前掘后修的状况, 为正规循环率的提高奠定了基础。

3施工方法改进

为满足综采支架的安装要求, 巷道施工高度按中高3 m控制, 煤层倾角16°, 因此上帮高度在3.5 m以上。由于二1煤层煤体松软并且比较破碎, 煤质疏松, 硬度系数仅有0.15, 按以前的施工方法在帮锚支护时极易片帮, 因此在施工时, 采用了台阶施工法, 即在距工作面5 m范围内高度按2 m进行施工, 上帮上部2.0 m的支护紧跟掘进面, 距工作面5 m以外的下部支护与前面平行作业, 使下半部的拉底、破煤、刷帮、支护等工作在上部2.0 m已支护稳定的前提下进行。这样, 不仅保证了工作面施工所要求的高度, 也杜绝了在原来进行上帮支护时由于一次破煤刷帮过高而造成大面积片帮、支护困难的状况。采用这种施工方法后, 前后平行作业, 形成正规循环, 杜绝了片帮的发生, 提高了锚杆支护的内在质量, 巷道的整体外观也有了明显改善。

4钻装机的应用

平禹煤电公司方山矿新井主采煤层是二1煤层, 平均厚度在5 m以上, 煤体酥软且较破碎, 原使用钻具打钻时易出现卡钻、夹钻情况, 易塌孔, 不宜成孔, 影响成孔率和瓦斯抽放效率;掘进过程中的瓦斯治理难以满足快速掘进的需求, 每月打钻时间约20 d, 而正常生产时间仅为10 d。因此, 对三软煤层深孔打钻的研究就显得格外重要与迫切。根据调研情况并结合实际工作经验, 矿井采用ZMX-55型防突钻装机进行防突措施孔和效检孔的实施及正前掘进煤岩的装运。通过使用钻装机, 无论是打钻速度还是掘进出渣速度均得到了有效提高, 主要表现在:①原执行的区域措施孔12个, 60 m深, Ø89 mm, 时间由原来需要的4 d缩短为2 d。②原执行的局部措施孔33个, 20 m深, Ø89 mm, 时间由原来需要的4 d缩短为不到3 d。③利用钻装机实现机械化出渣后, 不仅有效地提高了出渣速度, 每班进尺由原来的不到2排上升并稳定在2排, 同时又极大地降低了工人的劳动强度, 解放出来的人员充实到后边进行施工贴帮柱等平行作业。④正规循环进度由原来的1个月不到1个大循环 (执行60 m深的区域措施孔后, 允许进尺40 m, 保留20 m超前距) 提高到1.25个大循环以上, 由原来的1个月3个小循环 (区域措施执行后, 为安全起见, 仍需执行局部措施, 即打20 m局部措施孔后, 允许进尺10 m, 保留10 m超前距) 提高到5~6个小循环, 即月进尺由原来的30~35 m提高到55 m以上。

5结语

松软煤层 篇7

2012年, 我国煤矿发生多起水害事故, 如“4·6”吉林蛟河、“4·13”山西长治、“4·26”贵州铜仁、“5·2”黑龙江鹤岗等。随着我国煤矿开采深度的不断增加, 开采条件越来越复杂, 深部开采遇到的突水灾害也日益严重。究其水害频发的主要原因表现在以下几方面[1]:对井下地质水文情况探查不明, 未发现隐蔽型导水构造、导水通道;对突 (透) 水事故防范措施不到位;煤矿水害防治技术、装备薄弱, 水害安全管理水平低下;对老空区、断层附近防水煤岩柱留设不太合理;对煤矿突水机理、突水前兆认识不足。

对于底板突水的防治理论及技术, 我国学者进行了大量的研究工作, 在隐伏导水构造的探查及治理、底板突水的防治、带压开采、帷幕截流和注浆堵水等方面取得了一定的突破[2,3]。根据底板突水防治的理论研究, 结合肥城矿区兴杨公司水文地质概况, 在综合治理的基础上, 采取以低压注浆改造为主的技术措施来防治底板突水, 实现了受水威胁煤层的安全开采, 取得了较好的经济效益和社会效益。

1 底板突水注浆改造概况

在承压区含水层的富水区, 强径流带或底板不完整的工作面, 采用疏水降压和帷幕注浆难度大、经济不合理时, 可通过薄层灰岩含水层注浆改造来防止突水事故的发生[4]。在实施注浆工程中, 确定注浆孔深是重点问题之一, 应根据具体地质条件, 计算底板裂隙发育的深度。图一为向煤层底板灰岩含水层注浆钻孔示意图。

2 底板突水注浆改造施工工艺研究

2.1 注浆改造工艺系统

由于采区底板灰岩含水层注浆移动性较大, 注浆和钻孔采用井上、下结合的施工工艺, 注浆改造工艺系统由四部分组成, 如图二所示。

1.螺旋输送机;2.散装水泥罐;3.搅拌机;4.高位水箱;5.添加剂箱;6.注浆泵;7.送浆料;8.排浆泵;9.循环泵;10.旋流器;11.旋流泵;12.粗浆池;13.精浆池;14.皮带输送机;15.制浆机

2.2 煤层底板注浆孔的施工设计

煤层底板注浆孔设计特点是注浆面广、范围大, 因而注浆孔设计原则为[5]: (1) 按浆液扩散半径布设, 力求使浆液在整个工作面或需要置换位置的覆盖率达到100%; (2) 钻孔设计方向尽量和断裂构造的发育方向垂交或斜交, 以尽可能多的穿过裂隙。注浆孔位置的选择为整体设计、重点控制, 并适当布置一定数量的检查孔进行检查。对以下情况作为布孔的重点: (1) 断裂构造发育地段, 断层交叉拐弯, 尖灭处; (2) 隐伏裂隙及裂隙发育地段; (3) 褶曲构造的轴部及宽缓褶曲两侧; (4) 钻孔揭露原生裂隙导水地段及含水层富水段; (5) 掘进过程中发现底板渗水、涌水地段。

注浆孔在施工中可分次序施工, 分次序进行注浆。一般每隔70~80m的查条件钻孔为第一次序孔, 注浆后在查条件钻孔之间再施工第二次序孔, 再进行第二次注浆, 以扩大注浆覆盖面, 根据具体情况再施工第三次序的加密孔或检查加固孔, 也要补充注浆。

3 底板突水注浆改造工程实例

3.1 矿井注浆工程概况

肥城矿区兴杨公司井田位于肥城矿区的东部边缘, 为全隐蔽式井田。矿井为立井多水平开拓, 主开采水平受水威胁为-60m水平和-250m水平, 注浆改造主要针对这两个水平的9、102煤层。其中, 102煤层直接底为灰白色泥岩, 厚2~3m, 比较松软, 遇水极易膨胀变化。由于开采活动, 矿压造成煤层底板破坏, 在一定深度内岩体的抗张强度降低, 呈裂隙张开, 致使地下水克服岩体结构面的阻力, 使水压集中于煤层直接底板泥岩, 产生裂隙而出水。实测表明, 开采8、9、102煤层扰动破坏厚度分别为12m、10m、8m。五灰和奥灰是威胁煤层安全开采的主要含水层, 五灰含水层上距102煤层底板约21m, 下距奥灰约12.08m, 在井田-100m以上水平, 溶洞裂隙发育较强, 含水丰富。

由于矿井内断裂构造的存在, 使五灰与奥灰多处发生对口接触, 其水质及水动态与奥灰相同, 与奥灰水力联系极为密切。随着开采深度的增加, 注浆压力与开采深度之间的矛盾开始呈现出来[6]。开采深度越大, 煤层受水压越大, 为保证注浆效果, 相对注浆压力就要加大。但工作面底板当受到注浆压力大于4MPa时, 其完整性被破坏, 造成突水灾害, 使注浆煤层底板注浆改造失败。注浆压力与底板能承受的压力之间的矛盾显现出来, 因而需要采用低压注浆的方式进行底板突水的防治工作。

3.2 采煤工作面底板突水注浆改造情况

以9803工作面为例说明注浆改造情况。9803工作面位于-250m水平, 八采区中下部, 回采标高-289.6~-361m, 走向长513m, 倾向长219m, 煤层厚度1.1m, 可采储量3.5205万t。该面整体为宽缓的向斜构造, 地质构造极其复杂。工作面以东有矿101断层, 面内有YFVIII-9断层和YFVIII-10断层, 两条中型断层和掘进过程中揭露的新断层将9803工作面分为I、II、III、IV共4个块段。其中:Ⅰ块段经计算受五灰承压水威胁, 不具备自然泄水条件, 最低点与泄水点高差7.9m。Ⅱ块段位于矿101断层上升盘, 具备自然泄水条件, 面内共揭露3条断层, 落差0.2~0.9m, 均无导水迹象。Ⅲ块段位于YFⅧ-9、YFⅧ-10断层之间, 具备自然泄水条件, 面内共揭露4条断层, 落差0.5~1.3m, 均无导水迹象。Ⅳ块段位于f2断层上盘, 面内共揭露9条断层, 落差0.7~1.3m, 均无导水迹象。

Ⅰ块段分三个序次施工6个五灰钻孔, 单孔水量2~10m3/h, 总水量36m3/h, 平均水量6m3/h。第一序次施工查10孔, 单孔水量2m3/h, 注水泥1.3t, 干料与水量比为0.7∶1;第二序次施工查11孔, 单孔水量5m3/h, 注水泥1.52t, 干料与水量比为0.3∶1;第三序次施工查16、查17、查20、查21共4孔, 单孔水量3~12m3/h, 总水量29m3/h, 平均水量7.25m3/h, 注水泥9.9t, 干料与水量比为0.3∶1。Ⅰ块段共注水泥12.72t, 干料与水量比为0.4∶1。

Ⅱ块段分二个序次施工3个五灰钻孔, 单孔水量2~3m3/h, 总水量8m3/h, 平均水量2.7m3/h。第一序次施工查1孔, 单孔水量3m3/h, 注水泥1.2t, 粘土7.9t, 干料与水量比为3∶1;第二序次施工查5、查6孔, 单孔水量2~3m3/h, 总水量5m3/h, 平均水量2.5m3/h, 注水泥2.6t, 干料与水量比为0.5∶1;为探查五灰和奥灰间距及奥灰顶部富水性, 施工了A1奥灰孔, 进入奥灰25m, 单孔水量3m3/h, 奥灰顶部富水性差。Ⅱ块段共注水泥6.8t, 粘土7.9t, 干料与水量比为1.5∶1。

Ⅲ块段施工查7、查8、查9孔, 单孔水量0.1~10m3/h, 总水量14.1m3/h, 平均水量4.7m3/h, 注水泥5.4t, 粘土14.1t, 干料与水量比为1.4∶1。

Ⅳ块段分二个序次施工4个五灰钻孔, 单孔水量0.1~3m3/h, 总水量3.3m3/h, 平均水量0.83m3/h。第一序次施工查4、查12孔, 单孔水量0.1~0.1m3/h, 总水量0.2m3/h, 平均水量0.1m3/h, 注水泥2.8t, 干料与水量比为14∶1;第二序次施工查14、15孔, 单孔水量0.1~3m3/h, 总水量3.1m3/h, 平均水量1.6m3/h, 注水泥3.71t, 干料与水量比为1.2∶1。Ⅳ块段共注水泥6.51t, 干料与水量比为1.9∶1。

粘土精浆浓度在1.12~1.14之间, 水泥粘土混合浆比例为1.14~1.22, 封孔时水灰比为1∶1.17, 封孔压力可在5~6MPa。

3.3 注浆效果检查与效益分析

煤层底板灰岩含水层置换注浆效果检查目前主要通过钻孔取芯及钻孔涌水量大小来确定注浆置换效果, 检查孔以不小于注浆孔15%左右为宜, 有的注浆孔亦可当作检查孔。最终的效果还需以煤层开采是否突水来验证。五灰注浆置换采煤其经济技术指标见表一。

从肥城矿区置换注浆的采煤工作面来看注浆的经济效益, 置换后的工作面采煤时未发生明显涌水。施行注浆改造技术治理了底板含水层, 对薄层灰岩起到了改造封源、加固的综合作用, 即改造五灰岩溶含水性, 变富含水层为弱含水层或隔水层, 切断了奥灰补给五灰的水源通道, 防治了奥灰水患, 又对9、10层煤底板进行了加固, 强化有效隔水层, 实现奥灰承压水上安全采煤。

4 结束语

本文对底板突水注浆改造技术进行了深入分析, 系统研究了底板突水注浆改造施工工艺, 对注浆孔的布置施工、注浆设备设施等进行了设计改造。以9803工作面为例, 结合矿井突水工作面的注浆改造工程实践, 表明通过低压注浆对煤层底板进行改造, 同时结合采用突水防治安全技术措施, 可实现奥灰承压水上安全采煤。

摘要:本文根据肥城矿区兴杨公司地质采矿条件, 深入分析了底板突水注浆改造技术对突水的防治作用, 系统研究了注浆改造施工工艺, 并以9803工作面为例说明复杂构造松软底板煤层, 通过注浆改造结合一定的安全技术措施可以实现煤层的安全回采。实践证明, 底板突水注浆改造防治技术措施在肥城矿区取得了良好的效果, 具有较大的经济效益和社会效益。

关键词:煤矿水害,软岩,底板突水,注浆改造,防治技术

参考文献

[1]董书宁.对中国煤矿水害频发的几个关键科学问题的探讨[J].煤炭学报, 2010, 35 (01) :66-71.

[2]李连崇, 唐春安, 梁正召, 等.煤层底板陷落柱活化突水过程的数值模拟[J].采矿与安全工程学报, 2009, 26 (02) :158-162.

[3]许家林, 朱卫兵, 王晓振.松散承压含水层下采煤突水机理与防治研究[J].采矿与安全工程学报, 2011, 28 (03) :333-339.

[4]黄德发, 王宗敏, 杨彬.地层注浆堵水与加固施工技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[5]刘义永.注浆改造技术在矿井防治煤层底板承压水中的应用[J].煤炭技术, 2005, 24 (09) :111-112.

松软煤层 篇8

因此, 如何在松软煤层中实施顺层钻孔, 保证钻孔成孔深度和成孔率, 对平舒公司松软煤层瓦斯预抽和保证松软煤层的安全开采具有非常重要的意义。

平舒公司针对松软煤层的钻孔施工装备及工艺技术问题进行试验研究, 研制大扭矩、高转速的旋转钻机、开发参数结构合理的螺旋钻杆及配套钻具设备的成套技术, 以此解决松软煤层钻孔成孔率低、瓦斯抽放差的难题。重点对“螺旋+压风”钻进的成孔工艺技术进行研究和现场试验, 并对螺旋钻进速度、配风大小、排渣效果等进行研究和考察, 为松软煤层的钻孔施工提供了可借鉴的工艺技术和装备。

(一) 松软突出煤层顺层长钻孔施工工艺技术

在突出松软煤层中, 采用传统工艺无论是水力排渣湿式钻进法, 还是机具 (螺旋) 排渣干式钻进法, 都存在着煤层内瓦斯压力高、地应力大, 喷孔严重, 极易塌孔等诸多的阻钻因素, 严重制约着钻进速度和成孔深度。

松软煤层钻孔施工技术从研究有效的排渣工艺、技术参数入手, 研制出了适合松软煤层钻孔施工条件的工艺技术及大能力钻进设备。

1.松软突出煤层螺旋钻进风力排渣成孔施工工艺技术

螺旋钻进风力排渣成孔是根据钻头切割煤体向前移动, 压风配合螺旋钻杆螺旋叶片连续排屑的机理, 在松软突出煤层中施工长钻孔的钻进技术。由于其使用的是干式作业成孔法, 不需要冲洗液, 减少了对孔壁的冲刷, 有力地维护了钻孔的稳定性。施工时, 钻机回转液压马达通过液压传动带动主轴旋转, 主轴前端与螺旋钻杆用U型卡连接, 主轴的转动带动螺旋钻杆回转, 在给进压力和回转扭矩的作用下, 螺旋叶片与钻孔之间形成了一条“煤屑螺旋输送带”, 在压风与螺旋叶片的共同作用下连续不断地将孔内的煤屑排出孔外。采用这种钻进技术, 孔内瓦斯得以逐步释放, 从而能有效防止喷孔, 保证了成孔率。

2.螺旋钻进风力排渣压风合理参数

钻机能力是施工长钻孔的基础, 排渣工艺技术是长钻孔成孔的关键。一般的钻进过程要求能完全、及时地排除孔内的钻屑, 在煤层 (或软岩) 中钻进还要减少对孔壁的破坏, 保持孔壁完整, 而在突出煤层则又要利于瓦斯的泄放。

螺旋、压风排渣是在突出或松软煤层打钻的较好的排渣方式。它用压缩空气经过钻杆内孔、钻头进入孔底, 在孔内形成高速风流, 钻屑则悬浮在风流中被吹向孔口, 从而实现排渣和钻头冷却。

在螺旋钻进压风排渣钻进成孔中, 若孔内钻屑一旦积聚, 随着钻屑的增多, 必然发生抱钻。根据气力输送原理, 为实现正常排渣, 孔内的风速必须同时大于钻渣的最小沉降速度Ut和孔内不阻塞的最小风速ub, 即

uut=90.33ps-papadsuub=39.6wspa5

式中 u——孔内的风速, m/s:

ut——与粒径等有关的颗粒的沉降速度, m/s;

ρs ——钻屑的密度, 1.44×103kg/m3;

ρa——空气的密度, 1.29kg/m3;

ds——钻屑的平均粒径, 2×10-3m;

ub——满足不阻塞条件的最小风速, m/s;

ws—单位钻孔的产渣量, 0.14kg/s。

经计算和实际现场考察, 最小沉降速度ut为8.1 m/s, 孔内不阻塞的最小风速ub为1.33 m/s, 最终孔内的风速u不小于8.1 m/s, 现场孔内风速取8.5 m/s, 未发生塌孔、卡钻现象。

(二) 螺旋钻进钻具结构与参数

螺旋钻杆配合压风排渣的钻进成孔技术就是一种在高瓦斯、突出煤层或松软煤层成孔的有效钻孔施工方式, 是一项比水力排渣成孔和单独的螺旋钻进成孔先进的打钻施工方法。该工艺采用螺旋钻杆的旋转作为主要动力来排出孔内煤屑, 压风的作用是用来加速孔内粉状煤屑的运动和冷却钻头, 大的煤渣通过螺旋钻杆的叶片转动带出。

1.钻机、钻具转速与排渣效果的关系

钻具的转速是螺旋钻机的主要参数之一, 转速的高低不仅关系到钻机本身的结构, 而且影响到钻机的输渣效果。高转速钻进成孔是以松散的煤屑排出, 而低转速钻进时螺旋叶片上的煤屑不能自动排运至孔口, 而是靠后面煤屑推挤着向孔口方向运动, 当煤体水分大时, 煤屑与叶片间的摩擦力也较大, 就需要较大输煤屑功率, 但往往发生阻塞、卡钻现象。现场试验, 当钻机钻速每分钟达到800-1000转, 钻孔排渣顺畅未出现塌孔、卡钻现象。

2.螺旋钻杆加工材料机钻具

螺旋钻杆是松软煤层螺旋钻进压风排渣成孔的主要磨损件, 经过一段时间的使用之后, 由于螺旋叶片受到煤层钻孔施工中低冲击力的不断摩擦, 损伤严重, 须进行更换。通过对钻杆各种材料的选择研究, 确定了螺旋钻杆的加工材料。钻杆杆体采用高压无缝合金钢管, 螺旋叶片选用高耐磨T型钢带, 经预应力缠绕焊接而成。钻杆接头选用优质中碳合金钢经真空调质处理, 高压成型。中心管选用37CrMnMo合金钢, 外径为73mm, 内径为58 mm。钻杆直径 (含螺旋叶片) 为94mm。

(三) 适用于松软突出煤层钻孔施工的钻机

螺旋钻机的参数不仅影响到钻机本身的结构, 同时也关系到钻机的功效、成孔时间、动力消耗和劳动条件的改善, 合理选择参数是设计好钻机的前提。在充分考虑各参数间的相互影响的基础上, 我矿采用重庆煤科院ZYWL-4000型液压履带钻机, 功率为55KW, 扭矩为4000Nm。

(四) 螺旋钻进压风排渣顺层钻孔专用施工钻头

通过分析现场使用的钻头形式、产渣的粒径分布规律, 以及钻头结构对产渣粒径的影响, 确定适用于松软突出煤层钻进的钻头为镀金刚石外凸三翼钻头, 直径115mm。

(五) 推广应用情况

松软突出煤层顺层钻孔螺旋钻进施工技术及装备, 在阳煤集团平舒矿等进行了现场推广应用, 取得了良好的效果, 达到了项目预期目标。

在平舒矿81107回采面顺层平行预抽钻孔, 采用ZYWL-4000型螺旋钻机对81号突出煤层进行了50个顺层长钻孔的钻进试验, 有43个钻孔深度达到120m以上, 最大成孔深度173 m, 使本煤层瓦斯抽放率提高了80%。

摘要:松软突出煤层钻孔成孔率直接关系到突出煤层瓦斯治理, 通过对打钻工艺的研究, 解决松软煤层打钻成孔率低的问题。

关键词:松软突出煤层,钻孔施工,技术

参考文献

上一篇:ST公司的中国式重组下一篇:探寻语文教育的源流论文