五阳煤矿

五阳煤矿（通用6篇）

五阳煤矿 篇1

五阳煤矿煤层属于松软低透气性煤层,其松软性使得在煤层中钻孔、成孔困难,透气性低使抽采的难度加大。近年来,我国煤矿对于瓦斯抽采采取了高中压注水、水力压裂、水力割缝、松动爆破、大直径钻孔、密集钻孔等方法,大都取得了较好效果,但由于有的工艺较复杂,有的装备较庞大不配套,有的工程量较大、成本较高等原因难以推广。笔者利用RFPA软件研究非均质材料变形与破坏,以及固体变形与气体渗流耦合作用下煤体瓦斯的运移规律,优化瓦斯抽采系统参数,提出增透措施,可为五阳煤矿以及其他低透气性煤层的煤层气开发与瓦斯抽采提供理论指导。

1 边掘边抽数值计算模型的建立

五阳煤矿3#煤层厚1.50～7.90 m,平均厚5.75 m。煤层顶板岩性主要为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩或细、中粒砂岩;底板岩性为黑色泥岩、粉砂岩。3# 煤层开采深度标高为100～700 m,煤层透气性系数为0.060 5～1.741 5 m2/(MPa2·d),钻孔瓦斯流量衰减系数为0.081 1～0.606 8 d-1,煤的坚固性系数为0.30～0.56,属较难抽采煤层。

五阳煤矿对不同采区选用了不同的瓦斯抽采方案,包括7803工作面顶板断裂带钻孔抽采瓦斯、7601回风巷钻孔抽采瓦斯和7801本煤层综放工作面预抽瓦斯,都取得了一定的成效,但长期以来瓦斯抽采效果不理想。为此,对五阳煤矿边掘边抽的抽采模式进行数值模拟实验,分析其抽采效果,以达到更合理地利用抽采资源、最大限度地降低煤层瓦斯含量、提高采煤安全系数的目的。其数值模型建立位置见图1。

2 边掘边抽数值计算与分析

2.1 数值模型的建立

根据矿井地质和煤岩条件建立掘进工作面的二维煤层瓦斯渗流计算模型。在7801巷道中部截取水平面,长100 m、宽200 m,网格划分数量为20 000个,根据实际情况模型上下左右两边采用铰接固定,加入模型所在地煤岩巷道的地应力参数等,建立的模型见图2。计算中采用莫尔—库仑模型和空单元模型(巷道开挖和工作面回采)。

模型中各煤岩层的物理力学参数根据现场地质调查及煤岩体力学试验结果确定。

模型采用平面应变分析,模型的上下边渗流条件设置为固定瓦斯压力边界,左边界瓦斯气体压力和上下边界瓦斯压力相同。由于右边界的巷道在边界外还有延伸,所以右边界渗流边界条件设置为流量边界,流量值为0,即在水平方向上的瓦斯压力梯度为0,其初始条件是在t=0时刻煤层中的瓦斯压力为1 MPa。煤层的力学参数及相关的渗流参数见表1。

瓦斯渗流场压力梯度变化见图3,可以看出,随着抽采时间增加,抽采孔的影响范围在逐渐扩大,在抽采孔成孔后30 d内其周围的瓦斯压力梯度变化较大,抽采量大。但随着时间继续增加,煤层内瓦斯的渗透难度增大,瓦斯压力梯度变化不明显,且煤体内瓦斯渗流梯度变化情况趋于稳定。

2.2 边掘边抽巷道应力及位移分析

计算结果表明,由于巷道空间的开挖,掘进工作面前方煤体内出现应力增高区、应力峰值区、应力降低区,分别对应着破裂带、极限应力带和弹性变形带[1]。主应力值与水平方向成70°向煤体内部延伸。应力峰值位于距煤层顶板1 m、工作面4.5 m处,其值约为30 MPa,最大应力集中系数为2.14。

巷道开挖对煤层应力影响范围约24 m。距工作面约2.8 m煤体处产生一个应力集中区,此区间内的煤岩体在垂直方向上应力达到最大值。

由于已开挖巷道受地应力作用损伤积累而不断变形破坏,巷道前方上部煤岩体具有向巷道空间移动的趋势,越往煤层深处,位移量越小,而且从工作面到已开挖巷道方向上位移量逐渐增大[2]。由于工作面处煤体受到来自煤体内部水平方向上应力的作用,而在巷道空间缺少抵抗力,因此掘进工作面处的水平位移表现形式为向巷道空间鼓起,水平位移最大[3]。

2.3 边掘边抽条件下钻孔合理夹角分析

为了选取平行于抽采孔前方的结构单元,提取数据进行分析,取值单元位置见图4中L1,取值点贯穿线段L1上所有单元网格。

钻孔正前方平行钻孔方向煤层瓦斯压力梯度变化情况见图5。

由图5可以看出,钻孔终孔10 d后其前方瓦斯压力梯度变化已不明显,此时可以认为瓦斯渗流已达到稳定状态。但随着时间的推移,影响范围扩大速率明显减小,想更多地抽采出煤层中的瓦斯,如果掘进速度与抽采时间不协调,只有给瓦斯渗透留出一定的时间才能有效地降低前方煤层中的瓦斯含量,如果时间不允许,可采用提高钻孔密度,使抽采影响范围扩大的方法。由于抽采影响范围在终孔后10 d内扩大速率较大,10 d内的有效影响范围在钻孔法向方向外12 m左右(第10天对应的曲线是最外边的那条曲线,由外到里依次对应第30、第50、第1天)。可由此参数确定孔间距和钻孔间夹角。在终孔10 d后钻孔前方煤体内平均瓦斯压力为0.734 MPa,为瓦斯初始压力的73%,已降低到瓦斯突出临界值0.74 MPa以下,可以有效防止掘进过程中瓦斯突出事故的发生。

为研究钻孔法向方向上瓦斯压力的变化情况,取垂直钻孔方向上一系列单元(见图4中L2),取值点贯穿线段L2上所有单元网格,在取值单元上瓦斯压力梯度变化情况见图6(第10天对应的曲线是最外边的那条曲线,由外到里依次对应第30、第50、第1天)。

由图6可以看出,钻孔终孔后15 d内其前方瓦斯压力梯度变化速率已稳定,并向周围缓慢扩展,其速率明显减小,钻孔在短时间内有效影响范围为18 m左右,终孔后15 d内钻孔径向范围内瓦斯压力平均值下降到0.548 8 MPa,瓦斯压力已降到初始瓦斯压力的54%,有效降低了煤层内瓦斯含量,但钻孔的影响范围仅为钻孔径向范围。在实际施工中,外侧钻孔终孔端头处平行间距为2 m,垂直间距为3 m,与钻孔实际影响范围相比间距太小,打1个钻孔和2个钻孔对煤层内瓦斯的抽采影响范围相差不大,钻孔间夹角过小,各个钻孔间的有效影响范围重复区域过大,浪费抽采资源[4]。由于边掘边抽是为了抽采本煤层掘进工作面前方范围内的瓦斯,煤层厚度约为6 m,如果在垂直方向上煤层夹角合适,则在水平方向上可以适当地扩大钻孔之间夹角,即同巷道之间的夹角应适当扩大,这样可充分发挥每个钻孔的作用,在有限的抽采条件下更好地抽采出煤层内的瓦斯[5,6,7]。

依据上述分析,考虑到一定的抽采富余参数进行布孔设计:抽采终孔端间距设为钻孔的有效影响范围的一半,即9 m间距,在有效范围内,抽采孔水平夹角设计见图7。

抽采孔1与巷道夹角为9°,抽采孔2与巷道夹角为19°,抽采孔3与巷道的夹角为25°,提高了每个钻孔的抽采效果,并扩大了影响范围。

2.4 边掘边抽条件下瓦斯抽采效果分析

为分析边掘边抽条件下瓦斯抽采效果,取掘进工作面前方模型单元(见图4中的L4),取值点贯穿线段L4上所有单元网格,瓦斯压力梯度随时间变化规律见图8。

由图8可以看出(第1天对应的曲线是最外边的那条曲线,由外到里依次对应第10、第30、第50天),超前钻孔受掘进巷道本身的影响,掘进工作面前方的瓦斯压力梯度变化剧烈,在第5天时,瓦斯压力平均值为0.714 MPa,降到初始瓦斯压力的71%;在第10天时,掘进工作面前方瓦斯压力变化量占总变化量的一半以上,平均值下降至0.602 MPa,已经降至初始瓦斯压力的60%;在第15天之后,渗流状态基本达到稳定,能有效防止瓦斯突出。掘进工作面前方有效影响范围可达20 m,也就是说在掘进工作面前方20 m左右的瓦斯都能较好地得到抽采。

为了研究在无抽采孔影响时巷道掘进工作面前方的瓦斯压力变化情况,取模型右半部分的巷道右帮垂直巷道方向上的单元进行研究,取值单元见图4中的L3,取值点贯穿线段L3上所有单元网格,其瓦斯压力梯度变化情况见图9。

由图9可以看出(第1天对应的曲线是最外边的那条曲线,由外到里依次对应第10、第30、第50天),瓦斯压力变化速率和其他地方一致,但受巷道掘进揭露影响,掘进工作面前方瓦斯渗透有效影响范围只有8 m左右,且巷道前方未进行瓦斯预抽,在掘进期间又是瓦斯压力梯度变化较快的时候,此时瓦斯渗流速率大且随梯度变化明显,容易发生瓦斯突出事故,所以不宜直接掘进,要给超前钻孔留出一定的预抽时间,才能防止瓦斯超限和突出[8,9,10]。

3 结论

1) 在水平方向上适当地增大钻孔之间夹角,充分发挥每个钻孔的作用,钻孔终孔端间距设为钻孔的有效影响范围的一半,即9 m间距。确定了边掘边抽预抽钻孔的合理夹角,可为五阳煤矿的瓦斯抽采提供理论依据。

2) 通过模拟得出,掘进工作面前方20 m左右的瓦斯都能较好地得到抽采。掘进工作面前方瓦斯渗透有效影响范围只有8 m左右,不宜直接掘进,要为超前钻孔留出一定的预抽时间。

摘要：针对五阳煤矿煤层松软、透气性低、瓦斯抽采困难等问题,以瓦斯抽采技术为主要研究内容,结合该矿生产现状,应用RFPA软件建立模型,通过数值模拟对瓦斯抽采效果的影响因素进行了系统的分析。研究了边掘边抽的抽采工艺,优化了瓦斯抽采系统的抽采钻孔的合理夹角,对瓦斯抽采效果进行了分析。在此基础上,针对目前瓦斯抽采系统存在的主要问题,提出解决方案,以提高瓦斯抽采率,确保煤矿安全高效生产。

关键词：瓦斯抽采,边掘边抽,钻孔设计,抽采效果

参考文献

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五阳煤矿 篇2

相关措施与管理规定

2011年7月～9月，将对新副井井筒装备进行更新改造，主要工程量包括重新安装布臵罐道梁，更换罐道、梯子间；敷设两趟排水管路（管径￠273mm）、一趟动力电缆（MYJV22-3*185）；回撤井筒中不用的线缆；井筒现有动力电缆、信号电缆重新整挂固定；井底套架部分拆除和安装等。此次新副井井筒装备改造施工周期长，施工期间新副井提升运输工作将受到影响，为了确保工程安全顺利进行，以及改造期间新副井提升系统的安全运行，特制定以下安全措施和管理规定，望各单位遵照执行。

一、工程施工总体安排

工程由中煤第三建设公司机电安装工程处（以下简称“施工队”）负责实施，整个工程分四个阶段进行。

第一阶段：安装标准段罐道梁托架（工期12天）。

每天8：00～20：00施工，20：00～22：00提升机及井筒设施检修，22：00～次日8：00提升系统正常运行，主要上下材料与设备。

第二阶段：安装新罐道梁，更换罐道（工期15天）。

此阶段，新副井提升系统停止运行，全天24小时施工分两班作业。

第三阶段：拆除、安装梯子间，安装备用两趟排水管路、敷设一趟井筒动力电缆；回撤井筒中不用的线缆，整挂其它动力电缆及线缆（工期52天）。每天8：00～20：00施工，20：00～22：00提升机及井筒设施检修，22：00～次日8：00提升系统正常运行，主要上下材料与设备。

第四阶段：安装井底套架、井底拉紧装臵及防撞梁部分（工期18天）。

此阶段，新副井提升系统停止运行，全天24小时施工分两班作业。

二、施工期间，新副井提升系统检修工作由运输一队、运输三队、施工队配合实施。运输一队负责每天对绞车房提升机、电控系统、保护装臵、信号系统等进行全面详细检查；运输三队负责对井上下摇台、安全门等进行详细检查；运输一队、施工队配合对井筒设施进行全面检查，发现问题及时处理。

三、施工期间，井上下要设臵警戒线，严禁无关人员进入。施工队负责在井上作业区域设臵警戒线，安调科安排新副井口安全员配合施工队巡查看护；井底东西码20米范围内严禁无关人员进入，运输三队负责设臵警戒线并设专人看护。

四、施工期间，机电科、运输一队、运输二队、运输三队要指定专人负责协调施工期间需要解决的一些事宜。

五、施工期间，运输一队新副井绞车司机正常上班，运输三队井上下分别各安排一名把钩工、一名信号工，负责打信号及井下警戒线的看护。提升机正常提升运输期间，运输三队信号工、把钩工要按日常要求上岗作业。

六、施工队在作业期间要执行如下规定：

1、利用罐笼搭设作业平台，作业期间要实行“双信号制度”，即严格执行五阳煤矿检修信号设臵规定，并采用无线对讲机作为后备信号。施工期间，施工队要在绞车房安排专人负责信号的联系与确认，运输一队提升机司机要判断清接收到的信号，并得到施工队绞车房现场负责人的同意后，才可开车。每次开车时必须两套信号系统确认无误后，才可开车；

2、施工队必须对所有施工人员贯彻学习五阳煤矿新副井提升系统各项管理规定与制度，所有检修人员必须了解新副井提升系统技术性能和结构，所有井筒作业人员必须熟悉新副井提升系统检修信号设臵规定。施工作业期间，施工队井筒作业人员必须有专人负责打检修信号，与车房联系开车；

3、施工队所用的氧气、乙炔要放臵在专用护栏内，并且保持间距；

4、警戒线以内区域由施工队负责警戒，外部无关人员严禁进入；

5、全天停罐期间，施工队要做到每6天左右要恢复罐笼运行半天，主要用来运送火工品；

6、施工队要确保施工范围内环境卫生、材料配件摆放整齐，收回的废旧物品每2-3天拉至矿方指定位臵（废料堆）。

七、新副井停运施工期间，各队组作业人员要严格遵守如下规定，按要求从南丰进风井、主斜井上下井。1、74、75、76、78采区以及主四皮带、主五皮带的作业人员由南丰进风井上下井；

2、主一至主三皮带、51采区、73采区、新副井井底车场、主井底煤泥巷、主斜井范围内的作业人员由主斜井上下井；

3、皮带一队、通防队（瓦斯员）、运料队、运输一队、运输二队、运输三队（把钩工）、供电队、安调科（安全员）要对本单位从主斜井上下井的作业人员进行详细安排部署，将人员名单报安调科，统一办理主斜井行走临时通行证。

4、井下业务科室、其他一二线队组要根据工作实际与作业计划安排，提前到安调科办理主斜井行走临时通行证。

5、安调科要加强南丰进风井井口、主斜井井口入井检身、验证管理，主斜井上下井人员必须持有主斜井行走特别通行证，要做好主斜井上下井人员登记管理。

6、因生产需要，没有办理通行证需走主斜井时，主斜井安全员在接到生产调度和安全调度调度员通知后，可安排相关人员经主斜井上下井。

7、所有人员在主斜井行走时，必须严格遵守皮带巷行人管理规定，不得打闹、嬉戏，不得触摸主斜井皮带沿线急停、跑偏等保护，不得乘坐皮带。

8、主斜井行走人员在未经允许的情况下不得携带长于2米工具、材料；不得拿铁丝等拴住工具、材料后从人行道斜坡底板上滑着下；未经允许不得从主斜井上下过重的材料和工具。

八、在新副井提升系统边运行边改造的施工阶段： 1、8点班：8点班上班入井作业人员可以从新副井下井，8:00前必须全部下井，8:00准时停罐施工；0点班下班上井人员遵守上述第七条之规定。2、4点班：4点班上班入井作业人员、8点班下班上井人员遵守上述第七条之规定。3、0点班：每日20:00施工结束，提升系统开始检修，22:00前检修完毕。0点班上班入井作业人员和4点班下班上井人员可以从新副井上下井。

九、新副井施工期间，矿井安全出口的临时规定：

新副井停罐施工期间，新副井将不再担负矿井安全出口的功能，期间矿井安全出口为：主斜井、旧副井、北风井、西山底安全出口、旧西风井、西湾斜井、南丰进风井。

特殊情况井下作业人员的撤退路线如下：

1、火灾、瓦斯煤尘爆炸事故及煤与瓦斯突出事故

（1）、75.5#区段、73、51等地点人员直接进入南大巷或主皮带巷，到主斜井上井；

（2）、76.2#区段、75采区人员选择就近路线进入75.3#皮带巷、经75行人进风巷到南大巷，由主斜井上井；

（3）、76采区人员选择就近路线进入76架空人车巷或76皮带巷、78架空人车巷或78皮带巷，由南丰进风井上井；

（4）、78采区人员选择就近路线进入78架空人车巷或78皮带巷，由南丰进风井上井。

2、水灾（1）+760水平工作人员就近从北风井、旧西风井、西湾斜井、旧副井升井；

（2）+600水平井底车场、西大巷、51采区、南大巷外段所有作业人员从主斜井上井；

（3）原1#、2#主皮带工作人员从主斜井上井，3#、4#、5#主皮带工作人员从75.1#皮带转75总回，由西山底安全出口上井；

（4）73、75.5#区段、75采区、76采区南部回采区、掘进头、运输、排水、供电、通风系统工作人员就近75总回，由西山底安全出口上井；

（5）、78采区、76采区北部、南丰泵房及南丰进、回风井井底附近作业人员由南丰进风井上井。

十、生产科要及时掌握井下各作业地点生产材料储备情况，根据新副井施工进度安排，做好锚杆、金属网、各种规格型号工字钢梁、水泥、河沙、石子、料石、圆木等生产材料的备用工作。

1、在边运行边改造期间，各队组利用开罐时间正常从新副井上、下料，保证合理有序，避免拥堵、挤塞现象，生产材料的审批与发放由生产科坑代组全面负责，协调管理，运输三队及运料队积极配合，保证各队组生产材料的正常使用。

2、在全面停罐改造期间：

（1）综掘预备队、准备（3）队根据停罐时间，积极备料，保证队组正常用料所需；

（2）、锚杆、锚索、工钢、坑木等支护用品由调度室统一安排用车（或新世纪公司）运至南丰工区，各使用队组及生产科坑代组必须安排专人全程监管生产材料的运输过程，从材料出库到运至南丰工区，各使用队组及坑代组、供应科（新世纪公司）必须有专人验收签字，保证发放与收料的统一，调度室及南丰工区必须保证材料及时下井，满足队组日常所需；

（3）、河北沙、水泥等建工材料，由供应科负责运至南丰工区，南丰工区负责提供合理的堆放地点，并保证材料的完好；运输三队必须根据各队组的使用情况，安排专人负责建工材料的装车与下井，实际使用数量以南丰井底车场的数目为准。材料运至南丰后，供应科、生产科及各使用队组必须现场验收签字，确保材料的规范管理。

（4）、各种材料所需用车管理，由调度室统一安排，必须保证满足井下的实际需要；

（5）、如因特殊原因导致生产材料当日不能下井的，各使用队组必须安排专人看管，确保材料不丢失及正常使用。

十一、机电科、生产科、运输科、调度室、供应科要根据作业计划与生产实际情况，协调配合做好井下各作业地点备用设备的管理与储备工作，做好掘进面开拓延伸所需皮带、皮带架、托辊等设备部件的备用工作，做好新开作业面和作业面调整时所需设备的调整储备工作，做好井下主辅运输线相关设备材料的备用工作。

十二、运输科要合理调整安排大巷及轨道运输，制定特殊时期辅助运输管理方案。

1、南丰工区（1）、要保证井下各单位从南丰所下材料、设备及时下井，并运至井底车场风门之间，持料单与运料队交接；

（2）、井下机车运行期间，必须设专职跟车工担任警戒，机车运行速度不得超过1.5m/s，且不断鸣笛示警；

（3）、新副井改造期间，从南丰进风井上下井人员从西码出入罐笼，东码专做车辆调车使用。

2、运料队

（1）、从南丰进风井下井的各种材料必须及时运至各使用单位；（2）、每天四点班派专职司机和把钩工，先把各单位急用材料、设备运输完毕后，再进行巷道施工时出渣运输。

3、运输二队

（1）、每班必须在75车场保持一趟人车；

（2）、加强各部架空人车运行管理和正常检修，确保架空人车正常运行；

（3）、各部架空人车所配备急救担架必须保证完好，并存放至各机尾。

十三、企管科、财务科要根据实际情况，组织各承包组做好各队组备用设备、材料计划的审核，帮助解决各队组备用设备、备用材料所需资金。

十四、计划科、机电科、监理单位要严格把关工程质量，发现问题立即整改；同时要根据实际情况做好工程变更签证工作，确保工程顺利推进实施。

十五、总工办、地测科要密切关注罐道梁托架固定施工期间井筒淋水的变化情况，要建立变化预警机制。

十六、施工队所用氧气、乙炔，由供应科办理出售单，施工队将费用交至财务科；机电科配合施工队办理矿灯借用手续和更衣箱的领用手续，生产服务科安排20个悬吊式更衣箱或更衣柜。

十七、新副井施工期间，将面临7301工作面的回撤工作，为此调度室、生产科、运输科、机电科、安全部门、施工队要根据施工进度灵活协调安排，确保回撤设备上井。

十八、施工期间，安全调度、电车队要安排好南丰通勤车。

1、电车队对四辆大轿车进行全面检查维修，确保车辆在完好状态下运行；

2、安排好司机的轮岗排休，确保四辆大轿车全天安全运行；

3、上下班高峰期，车辆不得停留，确保人员及时运送。

五阳煤矿 篇3

五阳煤矿7603运输巷沿3号煤层顶板掘进, 煤层赋存稳定, 平均厚度6.2 m, 含有两层夹矸, 分三个自然分层, 以亮煤为主, 暗煤次之, 煤质为贫廋煤。距离7603运输巷最近的地质钻孔为南-40号钻孔, 其次有3-2号钻孔, 顶底板地质柱状围岩状况如图1所示。

巷道基本沿煤层走向布置。根据钻孔及现有的资料分析, 7603运输巷掘进过程不会遇到较大断层, 由东周背斜穿过, 在背斜地带围岩较破碎, 煤层起伏变化大, 坡度较平缓, 一般倾角1°~6°, 局部可能较大。巷道掘进中主要充水因素为3#煤层顶板以上VII号砂岩含水层, 受掘进及矿山压力的影响, 通过有效裂隙渗入到巷道, 在顶板破碎时可能出现少量淋水现象。矿区煤层松软, 地应力复杂, 该矿以往测试结果表明, 最大水平主应力为15.16 MPa, 方向N84.8°E;最小水平主应力为8.30 MPa;垂直主应力为11.25 MPa。

2 7603运输巷的支护设计原则

为了有效解决五阳煤矿孤岛工作面7603运输巷的支护问题, 针对矿地质条件特征, 通过对强烈动压巷道稳定性原理与控制技术的研究, 准确地掌握该条件下煤柱应力分布、巷道变形与回采动压的关系以及开发出适合五阳煤矿条件的强烈动压条件下孤岛工作面运输巷支护方式, 依据巷道支护原理和支护设计原则, 提出以下锚杆设计原则[1,2,3]:①采用高预应力锚杆的原则。通过增加锚杆强度来提高支护效果, 导致锚杆支护密度过大, 支护效果并不理想, 为了更好地提高支护效果, 相应的提出高预应力支护的原则;②可操作性原则。为了便于井下现场的施工管理, 提高掘进速度保证正常生产, 锚杆支护设计应遵循有可操作性的原则;③一次支护原则。为了提高掘进速度, 实现矿井的高产高效并尽可能减少二次支护对围岩稳定的扰动影响, 提出巷道支护的一次支护原则。

3 7603运输巷的支护设计

考虑通风行人, 并考虑一定的变形富余量, 7603运输巷设计断面为矩形, 巷道宽5.5 m, 高3.5 m, 掘进断面面积为19.25 m2, 7603运输巷与7605采空区之间保护煤柱为30 m, 经过数值模拟, 结合工程实践检验, 确定7603运输巷采用高预应力、高强度锚网索联合支护系统, 控制巷道变形。支护断面和参数如图2、3所示。

(1) 顶板支护。锚杆及配件:锚杆采用500号的22#左旋无纵筋螺纹钢, 杆体长度2 400 mm, 杆尾螺纹为M24;高强锚杆螺母配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 采用拱型高强度托板, 规格为150 mm×150 mm×12 mm, 高度不低于36 mm, 承载能力不低于255 k N;W钢带采用厚度5 mm、宽280 mm、长450 mm钢板自制。②网片:金属网护顶采用材料为10#铁丝编制的规格为5 900 mm×1 000 mm的菱形网或经纬网, 其网孔规格50 mm×50 mm, 网片之间采用16#铅丝连接, 双丝双扣, 孔孔相连。③锚杆布置:每排布置7根锚杆, 间排距800 mm×900 mm, 中部垂直顶板打设, 两边与顶板成30°角打设, 考虑到施工需要, 允许5°误差;④锚索:锚索采用φ22×7 300 mm高强度低松弛预应力钢绞线制成, 延伸率7%, 配合使用300 mm×300 mm×16 mm高强度可调心托板及配套锁具, 高度不低于60 mm, 承载能力不低于550 k N。锚索钻孔直径30 mm, 采用1支K2335和2支Z2360树脂锚固剂锚固, 锚固长度计算得1 673 mm;⑤锚索布置:顶板锚索采用五花布置, 每两排锚杆打5根锚索, 排距1 800 mm, 间距分别为1 600 mm和1 800 mm。

(2) 巷帮支护。①锚杆及配件:锚杆采用钢号为500号的22#左旋无纵筋螺纹钢, 杆体长度为2 400 mm, 杆尾螺纹为M24;高强度锚杆螺母配合高强托板调心球垫和尼龙垫圈, 托板采用拱型高强度托板, 规格为150 mm×150 mm×12 mm, 高度不低于36 mm, 承载能力不低于255 k N;梯子梁采用直径16 mm钢筋焊接而成, 宽210 mm, 长度3 200 mm, 两端双筋焊接;②网片规格:金属网护顶采用材料为10#铁丝编制的规格为3 300 mm×1 000 mm的菱形网或经纬网, 其网孔规格50 mm×50 mm, 网片之间采用16#铅丝连接, 双丝双扣, 孔孔相连;③锚杆布置:锚杆间排距900 mm×900 mm, 每排每帮4根锚杆, 上部垂直顶板打设, 下边的与底板成30°角打设, 考虑到施工需要, 允许5°误差。

4 矿压监测

4.1 测站位置

原则上锚杆支护根据现场围岩变形情况, 每20~30 m设一处测站 (为监测断层附近或特殊围岩条件的巷道变形, 观测断面间距可以适当扩大和缩小) , 观测点应在巷道支护后及时布设。

4.2 测点布置方式及施工要求

巷道表面位移观测采用“十”字布点法进行。在顶底板中部垂直方向和两帮水平方向的各测点所在位置的煤岩体内打1个深0.4 m左右、直径为28 mm的钻孔, 然后在钻孔中央放置一段长0.5 m, 直径为20 mm的螺纹钢, 并用1卷Z2335树脂锚固剂把钢筋固定在钻孔内, 钢筋要露出顶 (底) 板 (帮) 50 mm。观测方法为:在两帮之间拉紧测绳, 顶底板之间拉紧钢卷尺, 测读顶底板距离值;在顶底板之间拉紧测绳, 两帮之间拉紧钢卷尺, 测读两帮距离值;测量精度要求达到1 mm, 并估计出0.5 mm。

4.3 测试时间及要求

测试断面布置的当天进行第一次测量, 以后每天观测一次, 20 d后每3 d观测一次;各测点的位置以外露钢筋的顶端平面为基准, 测量要认真, 读数要准确, 并做好记录。本测试采用的测量仪器为测杆和卷尺。在测试过程中发现异常情况应及时向带队人员反映, 并通知有关技术管理人员, 等问题解决后再进行作业。

5 监测结果及分析

对7603运输巷进行工业性试验, 试验沿巷道掘进方向共布置监测点10个, 间距约100 m, 其中有代表性的1号和7号测站的围岩收敛变形观测结果如图4、5所示。

从1号和7号测点巷道围岩位移图可以看出, 1号测点巷道掘进初期变形速度逐渐增大后又渐渐变小, 7号测点的巷道围岩位移都有稍微降低, 基本与1号测点一致, 最终的顶底板变形量及两帮移近量都得到有效控制。巷道顶板和两帮变形在21 d左右即趋于稳定, 顶板基本不下沉, 两帮变形得到控制, 顶板与两帮累计变形量均小于200 mm左右, 并基本不再变化, 说明该巷道围岩已趋于稳定, 提出的高强锚网索联合支护方案已取得成功。

参考文献

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[2]马乐辉.常村煤矿东翼胶带运输巷突水段巷道的治理[J].中州煤炭, 2010 (12) :93-95.

五阳煤矿 篇4

潞安集团五阳煤矿7603回风巷担负7603工作面所需物料、设备及人员运输任务, 最大设备为液压支架, 重约24.5t, 最小高度1.9m, 宽1.5m, 液压支架整体运输;最大人员运输量不超过30人/班。7603回风巷设计长度约2150m, 巷道截面为矩形, 宽×高:5×3.5m (最窄宽度为4m) , 最大坡度小于10°, 切巷长240m, 7603回风巷位置如图1所示。

2 单轨吊辅助运输方案

2.1 单轨吊辅助运输系统设计

如单轨吊运输系统示意图2所示, 7603回风巷及切巷安装单轨吊运输系统, 系统全长2150m, 设充电区一处, 位于图示AB段内, A点起留10风门空间, 充电区长约50m, 区内敷设双轨, 可以作为单轨吊及其设备闲置时停放处, 单轨吊机车检修也可在这一区域完成;充电设备位于充电区内, 距B点道口25m, 区域长11m, 电池充电时靠一侧帮即可。

运输转载区设于图示BC段, 区域长约50m, 单轨吊轨道为双轨, 设一条绞车轨道, 要求其中心线与BC段上侧单轨吊轨道中心线重合, 7603回风巷内绞车轨道不小于30m, 可存放5辆板车。运输支架时, 单轨吊先停放在充电区内, 待绞车将一辆板车运至7603回风巷内时, 单轨吊将支架吊起, 运进工作面, 同时绞车将另一辆板车运进7603回风巷内, 单轨吊卸载后退出, 从转载区下侧轨道进入充电区, 起吊下一台支架, 如此循环达到最大运输效率。

巷道设两处汇车区, 一处距转载区500～600m (如图2) , 另一处距转载区1000～1200m (如图) , 汇车区单轨吊轨道为双轨, 区域长为50m。汇车时运输货物的单轨吊从上侧轨道进入汇车区, 空车从下侧轨道进入汇车区, 实现汇车, 如此达到两台单轨吊同时使用, 运输效率提高一倍。

2.2 设备选型

计算可得:F=74.676kN

式中:g——9.8N/kg;

10°——最大坡度;

F——所需牵引力 (kN) ;

10.5——单轨吊机车自重 (t) ;

25——液压支架质量 (t) ;

2——起吊梁质量 (t) ;

0.03——滚动摩擦系数。

保证井下运输能力, 拟选用DX80型单轨吊2台, 配25T起吊梁2台及6T起吊梁4台。对于井下运输的其它一些材料或设备, 增选6T起吊梁用集装箱及6T起吊梁用运输平台各两台, 专门运送零散货物。DX80型单轨吊技术参数如表1:

2.3 单轨吊运输效率

设安装7603工作面, 预计运输长度约2150m, 支架25t, 其余均为小型设备及锚固材料, 一列单轨吊完成此任务, 以此为前提预测运行效率。

运输支架:

满载最大速度:1.0m/s (一辆单轨吊一次运一台支架) ;

行驶时间:2150m÷1.0m/s=36分;

空载最大速度:1.6m/s;

行驶时间:2150m÷1.6m/s=23分;

转载时间:10分;

卸载时间:10分;

汇车时间:4分 (每趟汇车两次) ;

共计83分, 一个班一台单轨吊可运送6趟, 一个班两台单轨吊可运送12趟。满足矿上所提要求。

运输物料:

满载最大速度:1.2m/s (一辆单轨吊一次运2车物料) ;

行驶时间:2150m÷1.2m/s=30分;

空载最大速度:1.6m/s;

行驶时间:2150m÷1.6m/s=22.5分;

转载时间:5分;

卸载时间:5分;

汇车时间:4分 (每趟汇车两次) ;

共计66.5分, 一个班一台单轨吊可运送7趟, 一个班两台单轨吊可运送14趟。满足矿上所提要求。

2.4 单轨吊电池续航能力

电池充满一次需8小时, 可供单轨吊满载运行16公里, 每台机车备用一块蓄电池即可满足运输要求。

2.5 设备配置

为协助单轨吊工作, 结合实际工作环境及经济性, 拟用设备:DX80防爆蓄电池单轨吊2台, 6t起吊梁4台, 25t起吊梁2台, 电池2块, 集装箱4台, 道岔7副, 电池更换车4台, I140E型轨道2150m。

2.6 轨道敷设

轨道采用德国工业标准 (DIN20593) 的专用轨道I140E, 采用标准直轨, 每节2.25m, 宽68mm, 高155mm, 中板厚7mm;材料屈服应力500MPa, 轨道最大静载荷30k N。单根轨道允许垂直夹角3.5°, 水平夹角±1°。巷道弯轨水平曲率半径不得小于4m, 每节弧长不大于2m, 弧长大于1.6m时, 在其中点设一吊耳;垂直弯轨曲率半径不小于10m, 每节弧长不大于2.25m, 弧长大于1.6m时, 在其中点增设一吊耳。水平弯轨间及轨道与道岔连接处均采用专用法兰螺栓连接。轨道总计2150m。

鉴于巷道最大运输重量为25t, 轨道采用双锚杆单悬挂板链条悬吊方式悬挂。轨道的每个悬挂点均由￠22×2500mm双锚杆悬吊, 单个锚杆锚固力不小于150kN, 悬挂板由两锚杆固接后与链条销接, 链条通过U型环与轨道吊耳销接, 确保轨道具有应有的承载能力, 挂接方式如图3所示:

2.7 悬吊锚杆受力分析

整列车运行最重部分为25T起吊梁起吊25T支架时, 25T起吊梁自重为3T, 液压支架重25T, 总重28T, 此时共有8个承载小车分担, 每个承载小车受支撑力3.5T, 当列车运行到此处时, 第四根双锚杆所受力为最大:

经过计算:F≥4.6T;

单个吊点所需力为:F`*3≥13.8T;

单根锚杆所需锚固力为:F`*3/2≥6.9T;

其中:3为安全系数。

3 施工方案

(1) 两根锚杆为一组, 每组锚杆为轨道的一个悬挂点, 先打一根锚杆, 安装悬挂板, 然后打另一锚杆, 保证悬挂板得安装精度。

(2) 每十组为一安装单元, 以第一组锚杆为基准安装, 以减小轨道累积误差。

(3) 道岔和弯轨悬挂锚杆由我方安装人员现场指导安装。

(4) 锚杆位置如下图示:

4 小结

针对五阳煤矿7603回风巷顶板较好, 底鼓比较严重, 设计采用防爆蓄电池电牵引单轨吊辅助运输系统进行工作面安装辅助运输系统。设计全面系统的阐述了单轨吊的设备选型、运输效率、设备配置及悬吊锚杆受力。采用单轨吊辅助运输系统能够有效的避免巷道底鼓造成的运输系统不通畅问题。

参考文献

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[4]李广兴, 赵志敏, 张林红, 程文芳, 郑泽柱.全锚支护的底煤巷单轨吊车道安装方法[J].煤.2002 (05) .

五阳煤矿 篇5

在充分研究国内外有关煤层底板突水理论与方法的基础上[6,7,8,9], 根据研究对象与研究目的需要, 本文选取3 个含水层进行分析, 即K5、K2太原组灰岩含水层及奥陶纪 ( O2) 灰岩含水层。通过对钻孔数据的整理, 得到3 个含水层的水压和隔水层厚度, 继而计算出各含水层的突水系数; 用隔水层泥岩百分比含量表征隔水层的岩性特征; 在得到突水地质构造及开采情况, 建立起3 煤层底板突水危险性评价体系, 完成了五阳煤矿3 煤层底板突水危险性综合分区, 为制订突水防治措施提供合理依据。

1 煤层底板水文地质特征

1. 1 煤层底板主要含水层

五阳煤矿3 煤层底板主要有5 个含水层, 即K5、K4、K3、K2灰岩含水层组与奥陶纪 ( O2) 灰岩含水层[10], 根据研究需要, 此次只研究K5、K2太原组灰岩含水层及奥陶纪 ( O2) 灰岩含水层。

( 1) K5灰岩含水层。该含水层是距3 煤层底板的第1 个含水层, 厚度为2. 5 m, 至煤层间距平均为28. 7 m, 单位涌水量为0. 001 24 L / ( s·m) , 渗透系数为0. 005 6 m/d。由于K5灰岩含水层厚度小, 且与下部含水层水力联系不强, 对采掘活动影响不大。

( 2) K2灰岩含水层。厚7. 7 m, 至煤层间距平均91. 7 m, 单位涌水量为0. 000 75 L/ ( s·m) , 渗透系数为0. 005 4 m/d。由于K2含水层下部奥陶纪灰岩含水层相距不远, 但在构造裂隙和陷落柱发育的地方极易导通奥陶纪灰岩含水层, 所以对K2含水层进行研究有重要意义。

( 3) O2灰岩含水层。该含水层厚度大, 是最具突水淹井的含水层, 上距3 煤层约130 m, 正常情况下不会直接发生突水, 但可通过陷落柱、断层破碎带、未封闭好的钻孔、垂直越流的岩性通道向矿井充水。

1. 2 煤层底板主要隔水层

根据研究需要, 此次只研究3 个隔水层, 即3 煤层至K5灰岩段隔水层、3 煤层至K2灰岩段隔水层、3 煤层至奥陶纪灰岩段隔水层。

( 1) 3 煤层至K5灰岩段隔水层。厚度为26. 1~ 42. 4 m, 平均厚度为30. 2 m, 主要由黑色泥岩和灰白色砂岩组成, 呈互层状; 砂岩分布于该段隔水层的顶部及中下部, 不但硬度和抗压强度大, 而且对泥岩隔水层也能起到保护作用, 以增加泥岩层的阻水性能。

( 2) 3 煤层至K2灰岩段隔水层。厚度为42. 7~ 55. 4 m, 平均厚度为47. 7 m, 该段隔水层隔水性能较好, 对K2灰岩与K5灰岩之间的水力联系起到重要的控制作用。

( 3) 3 煤层至奥陶纪灰岩段隔水层。厚度为51. 2 ~ 82. 7 m, 平均厚度为67. 1 m, 该段隔水层厚度大, 隔水性能强, 对K2灰岩与奥灰之间的水力联系起到非常重要的控制作用。

2 煤层底板突水危险性评价

2. 1 煤层底板隔水层隔水性能

煤层底板抗水压能力不仅与底板隔水层厚度有关系, 而且与底板隔水层岩性特征也有很大的联系, 此次采用泥岩百分比含量 ( K) 来表示隔水层岩性特征:

式中, h为开采煤层与主要充水含水层之间各泥岩岩层厚度之和; H为开采煤层与主要充水含水层之间总厚度。

依据K值的大小将煤层底板隔水层岩性分为3类, 即泥岩为主型、砂泥岩复合型和砂岩为主型[5] ( 表1) 。

通过对3 煤层底板目标隔水层泥岩厚度的统计, 计算出泥岩百分比含量, 据表1 分析可知, K5含水层泥岩百分比含量平均为57% , 属于砂泥岩复合型, 抗水压和隔水性能中等, 突水的危险性很小; K2含水层泥岩百分比含量平均为28% , 属于砂岩为主型, 抗水压能力强, 隔水性能很弱, 并且与下部的O2含水层有很强的水力联系, 在断层或陷落柱发育的区域, 发生突水的可能性很大, 需要做好防治措施;O2含水层泥岩百分比含量平均为34. 5% , 属于砂岩为主型, 抗水压能力强, 隔水性能很弱, 但O2含水层至3 煤层底板隔水层厚度约130 m, 如没有断层或陷落柱提供导水通道, 发生突水的危险性很小。

2. 2 煤层底板含水层突水系数

依据矿方提供的水文台账及抽水试验数据, 计算出目标含水层的水压, 即K5含水层水压为0. 21~ 3. 26 MPa, 平均1. 74 MPa; K2含水层水压为0. 56~ 3. 88 MPa, 平均2. 06 MPa; O2含水层水压为2. 61~ 4. 75 MPa, 平均3. 68 MPa。

根据2009 版《矿井水文地质规程》中突水系数计算公式得到目标含水层的突水系数, K5含水层突水系数为0. 010 ~ 0. 075 MPa /m, K2含水层突水系数为0. 017 ~ 0. 058 MPa /m, O2含水层突水系数为0. 012 ~ 0. 071 MPa / m。由于K5含水层和O2含水层的突水系数超出临界值0. 06 MPa /m, 所以该含水层属于突水危险区, 需要落实好突水防治措施。

2. 3 地质构造与开采活动

五阳煤矿发育有大中型、高角度正断层和次一级的小型断裂, 矿区内已揭露断层66 条, 其中正断层63 条, 占95. 4% , 断层走向以NEE为主, NE次之。采掘过程中共发现37 个陷落柱, 长轴直径为17 ~ 354 m, 大部分为25 ~ 75 m, 长轴发育方向以NNW为主, 这些陷落柱均不含水。随着开采深度的增加和开采强度的加大, 断层或陷落柱突水的危险性越来越大。

通常开采活动引起矿压及矿压破坏深度的变化。一般来说, 开采煤层越厚、开采深度越大、工作面越长、煤层倾角越大, 矿压破坏带深度越深, 对煤层顶底板的破坏作用越强。依据矿井采掘资料计算出开采矿压, 结果表明, 3 煤层矿压多为5. 6 ~ 9. 6MPa, 中部矿压较大, 达到14. 25 MPa。随着开采深度的增加, 矿压逐渐增大, 底板受采动的影响破裂越严重, 大大增加了断层或陷落柱突水的危险性。

2. 4 煤层底板突水危险性评价分类

煤层底板突水危险性受控于隔水介质条件、含水层条件、导水通道条件和开采活动影响, 因此, 在详细分析煤层底板隔水层岩性—结构特征及突水系数等关键参数的基础上, 将煤层底板突水危险性划分为安全 ( Ⅰ) 、中等安全 ( Ⅱ) 、有危险 ( Ⅲ) 和极有危险 ( Ⅳ) 四类 ( 表2) 。

依据表2 分析得到K5、K2及O2含水层突水相对危险性分区, 借助于GIS空间叠加分析功能完成五阳煤矿3 煤层底板突水相对危险性综合分区 ( 图1) 。由图1 可知, 在断层和陷落柱的附近, 3 煤层底板属于突水有危险与极有危险区域, 开采时需要采取诸如留设防水煤柱等相关防治水措施; 3 煤层底板大部分区域为安全中等区域, 安全区域主要分布在东部边缘。正常情况下3 煤层底板不会出现突水情况, 但随着开采深度的增加、矿压的增大, 断层和陷落柱极易形成导水通道引发突水。因此, 五阳煤矿3 煤层底板需要大力防治断层或陷落柱突水。

3 结论

从含水层条件、隔水层条件、地质构造及采掘活动等方面研究了五阳煤矿3 煤层底板K5、K2和O2含水层及相应隔水层的特性, 建立了3 煤层底板突水危险性评价体系, 划分了3 煤层底板突水相对危险等级。

( 1) 五阳煤矿3 煤层底板断层和陷落柱发育的区域属于突水有危险区与极有危险区, 3 煤层底板大部分区域为中等安全, 安全区离散的分布在底板东北角和南部。结合矿区实际情况, 建议在中等安全区以增大排水量为主, 超前探放为辅; 在危险区采取超前探放和增大排水量同时进行的防治措施, 以避免工作面淹水而影响回采进度。

( 2) 3 煤层底板K5灰岩含水层厚度小, 隔水层隔水性能好, 突水危险性小, 防治水时以疏排为主; 3煤层与O2含水层相距约130 m, 一般不会发生直接突水, 只有通过陷落柱、断层的破碎带、未封闭好的钻孔、垂直越流的岩性通道向矿井充水。因此, 建议对奥灰水、陷落柱水以防为主, 在陷落柱和断层比较发育的地方留设好防水煤柱。

( 3) 随着开采深度的增加, 在采动的影响下, 底板的破裂会更加严重, 发生突水的危险性进一步增加。因此, 有必要加大对陷落柱突水及断层突水的预防力度, 制订相应的突水防治措施。

参考文献

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五阳煤矿 篇6

开发利用煤层气对于调整我们能源结构, 保护大气, 改善煤矿开发安全条件, 从根本上解决煤矿瓦斯安全问题, 都起着至关重要的作用。煤层气开发是一个排水降压的过程, 由于煤层的低渗透特点, 决定了需要进行水力压裂激化才能有效的分配井孔附近的压降, 加速脱水增加产能, 本文针对潞安集团五阳矿开发的六口重点探井的地质资料, 压裂施工材料、工艺以及施工程序、效果进行分析和总结, 希望能给今后的大规模开发提供有益的帮助。

1 地质概况及煤储层性质

1.1 地质概况

此六口探井位于山西省襄垣县侯堡镇境内, 沁水复向斜东翼构造, 为山西潞安集团五阳矿预备采掘区。主要含煤层为石炭系二叠系的山西组的3#煤层, 该矿属于低瓦斯矿井, 但随着开采深度的增加, 瓦斯含量呈现增高的趋势, 部分地点瓦斯含量达到了10m3/t (南-21钻孔瓦斯含量达到14.43m3/t) .

该区煤层气保存条件较好。一是具有围岩的封闭性, 3#煤层底板为泻湖沼泽相的菱铁质结核的泥岩, 有时相变为粉砂岩, 一般厚10m;直接顶板多为含菱铁质结核的泥岩、粉砂岩, 厚度变化较大, 一般在3m左右。3#煤层顶底板泥岩及粉砂岩比较致密坚硬, 透气性差, 渗透率为0~0.263´10-3md, 煤层气难以向外逸散, 而得以保存富集于煤层中。二是具有构造的封闭性, 区内地质构造简单, 断层稀少, 地层平缓且连续完整, 这种简单构造环境有利于煤层气的储集保存。三是具有有利的水文地质条件, 该区水文地质条件比较简单, 含水层发育, 且处于地下水的滞流区。

1.2 煤储层特性

区内3#煤层位于山西组, 煤质为腐植型无烟煤, 煤岩成份以亮煤和暗煤为主, 其次为镜煤。3#煤层平均甲烷含量为7.12m3/t, 最大为17.47m3/t。煤层渗透性直接影响着煤层气的产出速率和煤层气井的产气历程。据实验结果, 该区块煤样的渗透率为0.0262~9.82´10-3md

2 压裂施工入井材料分析

2.1 压裂液体系

在五阳矿的六口井施工过程中, 区别对待使用了不同的压裂液体系, 且多为复合液体, 具体在六口井的施工中液体采用这样的组合方式:

活性水, 用于WY04井;

活性水+胍胶+HRS解堵剂+破胶水, 用于WY01、WY02、WY03、WY06井;

活性水+土酸+缓蚀剂+HRS解堵剂+破胶水, 用于WY05井。

2.2 支撑剂

在WY01、WY03、WY06井的施工中, 除了使用了煤层气井压裂施工中常用的0.15-0.425, 0, 425-0.85, 0.85-1.25mm粒径的石英砂外, 还使用了1.25-2.00mm粒径的石英砂, 在国内压裂中尚属首例。

2.3 压裂施工工艺

煤层和普通油气藏的储层特点有较大的区别, 砂岩主要具有空隙结构, 孔隙度一般在10%左右;煤岩具有天然的多裂缝体系, 煤岩孔隙度只有2%左右, 孔隙连通性非常差, 基本不具气水渗流能力。煤层水力加砂压裂主要任务是压开和支撑更多的裂缝, 使煤层中的裂缝达到有效的连通, 为压力的传导和气水的流动提供通道, 达到甲烷从煤岩体上顺利解吸和产出。

在五阳矿的压裂过程中, 为提高裂缝长度、宽度, 改善煤层渗流能力, 采用的施工工艺如下:

(1) 由于劈理、割理的存在, 使其垂向和水平的滤失性增强, 导致压裂液造缝能力降低, 因此, 施工以大排量、大液量为主。

备注:A-活性水;B-胍胶;C-HRS解堵剂;D-破胶水;E-土酸

(2) 为了更好的实现胍胶破胶, 改变以往仅在压裂液注入过程中伴注破胶剂的方式, 采用压前注入, 压裂中伴注, 压裂后顶替破胶水, 施工完成后再低排量注入HRS解堵剂的四重破胶方式。确保破胶充分。

(3) 支撑剂尝试大粒径的应用, 并尽可能地提高铺砂浓度。

(4) WY05井裸眼煤层气井的尝试开发, 并运用土酸解堵, 恢复和提高近井储层的渗透率。

3 煤岩的裂缝启裂与展布特征

裂缝的岩石结构特征和力学特征决定了裂缝发育和展布特征。煤层杨氏模量低, 裂缝宽度大而缝长短;由于煤岩裂缝割理发育, 出现多裂缝和裂缝曲折, 降低有效缝长;由于煤岩抗压 (/张) 强度低, 支撑剂嵌入严重, 裂缝导流能力伤害严重。

煤岩实验结果证实裂缝性岩石的裂缝扩展方向受水平应力和天然裂缝双重作业, 低围压时, 煤岩的天然割理多在开启状况, 有很强的渗流能力, 裂缝会沿天然裂缝方向发展;高围压时, 煤岩天然割理多处于关闭状态, 水力裂缝的发展向垂直于最小主应力方向接近。

4 裂缝监测

在本项目中, 有2口井进行裂缝监测, 检测结果见表2。需要说明的是微地震法在裂缝方位测量方面准确度较高, 测量出的裂缝长度有一定的参考价值, 而测量出的裂缝高度误差较大。相对而言, 井温测试方法得出的裂缝高度准确性要高。

5 压裂施工和压后排采生产情况

本项目6口井的压裂施工全部一次施工完成, 并完成加砂率100%;四口井尝试运用1.25-2.0mm大粒径石英砂支撑剂, 一口井运用土酸解堵;四口井运用HRS解堵剂压裂完成。

6 结论与认识

(1) 通过对区块内地质构造, 目的煤层的孔隙度、渗透率、裂缝发育情况、地层温度、地层压力综合研究, 为制定本地区煤层气井压裂方案提供了理论基础。

(2) 现场施工了6口井, 全部一次完成施工, 加砂率全部达100%, 施工情况较为理想。

(3) 通过对煤储层的矿物组成、煤样物性、煤储层敏感性和压裂、排采效果进行分析, 确定了适合本地区煤层气井压裂入井材料。压裂液选取活性水压裂液;支撑剂选取兰州石英砂;助排剂选取ZY-09;粘土稳定剂选取氯化钾;杀菌剂选取YT-1。

(4) 通过优化压裂设计、压裂施工工艺, 确定了最佳施工方案和施工参数。压裂液注入量在600m3左右;加入支撑剂450~900μm石英砂40m3, 850~1200μm石英砂5m3, 部分井加大支撑剂加入量。对地层裂缝发育的地层, 在前置液中加入5m3左右的150~300μm石英砂;平均混砂比确定为10%左右;施工排量确定为7~8m3/min。

(5) 给出了一些压裂施工现场的操作原则及经验总结, 为今后工作提供了指导。

摘要：压裂是煤层气开发、增产的一项主要措施, 结合近期山西潞安集团五阳矿开发的六口重要探井的地质情况、煤储层性质, 压裂施工入井液体和支撑剂、施工工艺技术的研究和裂缝监测情况, 分析施工方案, 评价压裂效果, 为今后该区块的大规模开发提供指导性建议。

关键词：压裂,地质,胍胶压裂液,HRS解堵剂,大粒径石英砂,破胶,裂缝监测,效果评价

参考文献

[1]四旭飞, 张文平.五阳煤矿3#煤层瓦斯含量多元回归分析问题探讨, 2009[1]四旭飞, 张文平.五阳煤矿3#煤层瓦斯含量多元回归分析问题探讨, 2009