单一复合煤层

单一复合煤层（共7篇）

单一复合煤层 篇1

0引言

李子垭煤矿1978年建成投产, 迄今已开采30多年, 经过技改, 矿井生产能力稳定在120万t/a, 矿井总回风量9614m3/min, 有效风量率91.71%, 矿井等积孔为3.91。矿井开采煤层为K1煤层, 属于单一复合煤层。矿井采取分层开采, 先开采K12煤层, 后开采K11, 中间夹矸在3~5m。依据2013年矿井瓦斯等级鉴定结果属于突出矿井, 矿井绝对瓦斯涌出量为27.53m3/min, 矿井相对瓦斯涌出量为14.85m3/t。

近年来在矿井生产过程中, 由于矿井开采范围不断向井田边界和轴部延伸, 瓦斯地质灾害日益升级, 并随着采掘机械化程度的不断改进, 采煤新技术不断应用, 工作面推进速度逐步加快, 工作面生产能力不断提升, 但也导致了工作面出现了瓦斯异常涌出的现象, 例如27012工作面在回采过程中出现了上隅角瓦斯超限的现象, 但工作面瓦斯涌出并不大, 只有2~3m3/min之间, 因此对上隅角瓦斯的治理成为矿井亟需解决的问题。

1工作面上隅角瓦斯超限原因的分析

1.1下分层煤层瓦斯涌出根据矿井的生产工艺27012工作面主采K12煤层, 下分层K11煤层未进行煤层瓦斯预抽。在工作面回采过后, 下分层煤层的瓦斯得到了释放和卸压, 尤其在工作面后方30m范围内瓦斯涌出量最大, 在工作面负的压作用下, 大量的瓦斯向上隅角涌出, 容易造成上隅角瓦斯积聚。

1.2“U”型通风导致采空区瓦斯涌出27012工作面属于开采方式为采用“U”型后退式采煤方法。煤层工作面在“U”型通风系统的条件下, 沿倾斜方向上, 工作面瓦斯浓度从进风侧至回风侧逐渐增大。进风侧到工作面中部范围内瓦斯浓度变化大, 工作面中部到回风侧瓦斯浓度增加较快, 尤其是靠近回风侧30m范围内瓦斯浓度较高, 进而在一定程度上导致上隅角附近瓦斯浓度增高。

1.3上隅角瓦斯防治措施实施难度大一是随着采煤工作面推进频繁移动位移, 上下隅角的通风设施移动比较频繁;二是采煤工作面上隅角受采动影响断面小, 环境拥挤, 工作不方便;三是上隅角常有冒顶和堵截不严;四是采空区周期来压, 采空区垮落的岩石挤占瓦斯的存在空间, 使采空区瓦斯周期性的大量涌出, 容易造成上隅角瓦斯积聚, 严重影响工作正常生产。

2工作面上隅角瓦斯积聚的处理方法

2.1合理的通风系统

27012工作面加强了通风设施维护与管理, 保证通风设施可靠, 在满足工作面风量需求的前提下, 合理调节工作面风量, 减少工作由于负压过大将更多的采空区瓦斯带出, 经过严谨的计算和现场的实施, 最终确定27012工作面配备1100m3/min风量, 并安设风量传感器进行监测, 保证工作面通风系统可靠, 风量稳定。

2.2采空区瓦斯抽放

矿井建立采空区抽放系统, 一是在工作面尾部预埋瓦斯抽采管路进行采空区瓦斯抽放, 其二当采空区范围增大, 尾抽效果衰减时, 在采空区下方施工瓦斯抽采钻孔 (27012工作面具备施工钻孔条件) 进行采空区瓦斯抽放。通过采空区瓦斯抽放, 提高了矿井瓦斯抽放能力, 保证大量瓦斯直接排出地面并加以利用, 减少井下占用风量, 提高采区的生产能力;同时可以均压采空区风流, 减少上隅角瓦斯涌出量, 遏制回采工作面上隅角瓦斯超限问题, 确保了矿井安全生产, 提高瓦斯利用率。

2.3高位钻瓦斯抽放

随着矿井开采不断向井田边界和轴部延伸, 矿井瓦斯管理指标愈加严格, 单靠通风已无法解决瓦斯超限带来的影响生产和危机安全的问题。而采用高位钻孔进行瓦斯抽放技术, 对于解决回采工作面瓦斯超限起到了良好的效果, 通过高位钻孔对工作面瓦斯预前抽放, 大大降低了回采工作面上隅角的瓦斯浓度。高位钻孔是在风巷向煤层顶板施工钻孔。主要作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道, 来抽放工作面煤壁压下瓦斯、上隅角部位顶部瓦斯和邻近煤层卸压瓦斯等。

2.3.1高冒钻孔布置①根据高冒孔预抽位置, 在27012工作面风巷内布置钻场, 第一组钻场在距切眼80m位置的27012风巷煤壁的东帮靠顶上施工, 为保证高冒孔没有抽放盲区, 以后的每组钻场与上一组钻场保留30m的交叉距离, 每隔50m一组钻场。②每组高冒孔5个, 终孔位置在工作面顶上的高冒带内, 三个孔分别控制工作面方向0m、5m、10m、20m的位置, 控制工作面顶上10m、11m、15m的位置, 见图1。③钻孔封孔长度不小于15m (钻孔封孔终孔位置与27012风巷顶板真距离不小于5m) , 确保钻孔不漏气。根据回采进度, 提前5m将高冒孔闸阀打开, 实施抽放。

2.3.2抽采效果考察对27012采面高冒孔投抽后不同阶段抽采效果进行统计分析, 得出如表1结论。

①钻孔终孔点的有效抽采半径达20~30m, 对于2、3组高冒钻孔抽采浓度进行分析统计, 根据高冒孔参数考察表可知, 高冒钻孔高浓度区间在工作面推进高冒孔10m阶段 (即钻孔深度70m位置) , 高浓度区间在顶板以上12~17m范围, 风巷偏工作面方向8m~16m范围。

②通过数据可知, 高冒孔单孔瓦斯抽放浓度最高达到62%, 钻场瓦斯抽放浓度最高达到58%, 高冒钻孔实施段, 工作面单班割煤超过5刀, 日产量最高达到2495T的新记录, 工作面在生产过程中未发生超限报警 (浓度达1%以上) , 为矿井安全生产创造了有利条件。

③通过27012“采煤工作面高冒钻孔抽放瓦斯技术”措施的实施和效果考察, 为李子垭煤矿的采煤工作面瓦斯综合治理找到了新的技术方法, 具有十分重要的意义。

2.4上隅角均压参新

在27012工作快速回采时, 采空区抽放由于距离过远导致瓦斯抽采效果衰减, 高冒钻孔效果不佳时, 采取压入式局部通风机向上隅角供风。一是可以提供新鲜风流稀释上隅角瓦斯浓度, 二是通过压入式通风可以均压上隅角的风流, 减少上隅角瓦斯涌出量, 因此是一种安全可靠的处理工作面上隅角瓦斯积聚的方法。

2.5其他措施

①在上隅角切顶线和机尾处设置风筒布, 阻挡采空区风流涌出, 引流稀释上隅角瓦斯含量。

②27012工作面实施机、风巷锚杆退锚技术, 及时拆除上、下隅角附近锚网支护的托盘和螺栓, 使用的锚索及时拆除。使上隅角顶板随采随落, 防治采空区后部大面积悬顶与工作面放齐, 尽量减少上、下隅角空间, 改变采空区漏风分布状况, 切断采空区瓦斯通道。

③建立了区域瓦斯远程监控系统;在上隅角设置了瓦斯传感器, 形成了完善额定监控检测系统, 一旦发生瓦斯超限的情况, 能够及时反馈并切断电源, 保证了矿井安全生产。

3上隅角瓦斯综合治理效果

据统计, 27012工作面自2013年11月生产至2014年4月共计生产原煤12.5万t, 未发生上隅角瓦斯超限事故, 并且创造了李子垭煤矿薄煤层日生产2495t原煤记录。27012采空区累计抽放瓦斯30.65万m3, 并且进行瓦斯发电利用。27012工作面上隅角瓦斯治理工艺为李子垭煤矿上分层工作面快速回采奠定了基础, 提升了矿井安全效益和经济效益。

4结论及建议

单一复合煤层回采上分层工作面上隅角瓦斯治理不仅是一个安全问题, 也是一个直接影响到工作面产量和效益的问题, 治理上隅角瓦斯要依靠先进的科学技术, 科学合理的采掘工艺, 严格的现场管理, 才能起到时效, 单一复合煤层回采工作面上隅角瓦斯综合治理技术还应在今后的实践中不断摸索、完善, 总结不足, 合理利用, 进而在实际应用中取得更好的效果。

摘要：本文针对单一复合煤层上分层开采过程中出现瓦斯涌出量增加、回采工作面瓦斯浓度超限的实际问题, 对27012工作面快速回采中采取的各种处理上隅角瓦斯积聚的方法进行了论述与分析, 同时对李子垭煤矿今后生产过程中的上隅角瓦斯管理工作提出了相应的治理技术及措施。

关键词：单一复合煤层,上隅角,瓦斯治理

参考文献

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[2]苏衍江.浅析高瓦斯矿井回采工作面上隅角瓦斯的综合治理[J].科技创新与应用, 2012 (03) .

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[4]谢生荣.综采工作面的瓦斯涌出规律及瓦斯涌出量的预测[D].太原理工大学, 2005 (05) .

单一松软突出煤层瓦斯治理实践 篇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

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[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.

单一复合煤层 篇3

通过顶板压裂进行单一松软煤层卸压增透是一种新的尝试, 目前, 此方面的研究还较少, 对其过程及机理还不清楚。本文运用数值分析的方法, 对单一松软煤层顶板压裂进行数值模拟, 研究其裂隙扩展过程及规律, 明确顶板压裂对煤层卸压增透的作用机理, 以期为现场实施提供技术支持。

1 顶板压裂增透原理及其数值计算模型

单一松软煤层顶板压裂增透实体模型如图1 所示, 其原理是在松软煤层顶板中垂直于煤层与顶板接触面一定高度处 ( 以下简称开口高度L) 开口施工平行于煤层的长钻孔, 封孔后向钻孔内注入高压水, 在高压水力作用下, 顶板与下覆煤层一定范围内产生大量连通裂隙而增加煤岩体的渗透性, 从而实现松软煤层卸压增透的目的。

为分析顶板压裂过程中裂隙在顶板及煤层中的扩展规律, 明确顶板压裂对煤层卸压增透的作用机理, 运用RFPA2D-Flow软件进行顶板压裂数值模拟。RFPA软件是一个能模拟岩体介质渐进破裂直至失稳全过程的数值试验工具, 其可将材料介质模型离散化成由细观基元组成的数值模型, 假定离散化后的细观基元的力学性质服从某种统计分布规律, 由此建立细观与宏观介质力学性能的联系[5]。运用RFPA2D-Flow可以监测压裂过程中介质的声发射AE次数、能量, 弹模, 应力 ( 剪应力、最大主应力、最小主应力) 以及水压力等的变化特征并进行图显及数显[6], 本文主要通过声发射及剪应力分布分析压裂过程裂隙扩展动态特征。

顶板压裂数值计算模型如图2 所示。选用二维平面应变模型, 屈服原则采用修正后的库仑准则。模型尺寸为30 m × 40 m, 划分为120 000 ( 300 ×400) 个单元。在模型顶部施加竖直载荷6 MPa, 等效顶板上部的岩层所受重力, 侧向施加水平载荷4MPa, 为水平地应力。边界条件为: 两端水平约束, 可以垂直移动, 底端固定, 模型四周为常水压边界 ( 0 MPa) 。压裂孔直径90 mm, 初始水压10 MPa, 每步增加0. 5 MPa。数值模型参数设置见表1。数值模拟方案根据压裂钻孔距煤层的法向距离 ( 即开口高度) L确定, 将L设置为0. 5, 1, 2, 3, 4 m, 以分析开口高度L对顶板压裂裂隙扩展过程、应力分布及压裂影响范围的影响程度。

2 数值模拟结果及分析

2. 1 顶板压裂裂隙扩展过程分析

2. 1. 1 开口高度为0. 5, 1, 2, 3 m

由图3 可知, L = 0. 5, 1, 2, 3 m时顶板压裂裂隙扩展过程分为4 个阶段。

( 1) 应力累积阶段 ( ①—②阶段) : 该阶段水压相对较小, 压力水以渗流方式进入顶板岩体原始裂隙中, 主要特征是在压裂孔壁周围形成一个近似环状白色应力增高带, 其范围逐渐向周围扩大[7]。

( 2) 顶板岩体裂隙稳定扩展阶段 ( ②—③ 阶段) : 该阶段压裂孔孔壁上出现声发射, 说明裂纹开始萌生。水压的增大使得声发射次数加速增长, 裂纹增多, 微裂纹扩展, 其中部分微裂纹会加速扩展, 形成微裂隙, 裂隙扩展对水压比较敏感, 此时水压已足够大, 主裂隙开始形成并扩展, 以压裂孔为中心对称点呈翼形分布, 形成局部破坏带, 产生的次生裂缝扇形分布在主裂缝的端部。此阶段压裂再生裂隙的扩展主要发生在顶板岩体内。

( 3) 顶板裂隙向煤层扩散阶段 ( ③—④阶段) :顶板岩体裂隙扩展到一定程度后, 靠近煤层一侧的扇形次生裂缝的顶端已接近煤层, 虽未扩展到煤层, 但顶板岩体与煤层煤体物理力学参数的差异开始影响裂隙进一步扩展的方向, 而且会使得裂隙产生向煤层方向扩散的倾向, 裂隙进一步扩展表明这种倾向性愈加明显, 而且裂隙会很快穿越顶板与煤层的交接面而扩展至煤层内部。

( 4) 煤层裂隙稳定扩展阶段 ( ④—⑤阶段) : 裂隙扩展至煤层后, 在煤层内稳定扩展, 同时顶板岩体裂隙也进一步扩展, 此时主裂缝的尖端萌发出多条不规则裂缝, 裂缝分叉明显, 次生裂缝的数量和规模大幅度增加。当裂缝发育并扩展到一定程度时, 压裂失稳, 模型破裂[8]。

2. 1. 2 开口高度为4 m

当L = 4 m时, 顶板压裂裂隙扩展过程分为3 个阶段。

( 1) 应力累积阶段 ( ①—②阶段) : 主要特征是在压裂孔孔壁周围逐步形成近似环状白色压力增高带。

( 2) 顶板岩体裂隙稳定扩展阶段 ( ②—③ 阶段) : 在压裂孔周围逐步产生以压裂孔为中心呈对称翼形分布的主裂隙。

( 3) 顶板岩体裂隙失稳扩展破裂阶段 ( ③—④阶段) : 主裂隙急剧拓展, 其尖端萌发出多条不规则裂缝, 裂缝分叉明显。当主裂缝扩展到一定程度时, 压裂失稳, 模型破裂。

由图3 可知, L = 4 m时顶板压裂裂隙扩展过程与其他4 种压裂过程的显著的不同之处在于裂隙几乎没有向煤层扩展, 说明开口高度L对裂隙扩展具有重要影响。

2. 2 压裂孔开口高度对顶板压裂效果的影响分析

由图3 得出, 若L较小, 压裂孔距煤层较近, 裂隙会较快扩展到煤层, 顶板岩体压裂范围较小, 使得煤层卸压区域也较小, 单孔顶板压裂的范围较小, 效果不理想, 图3 中L = 0. 5 m时的顶板压裂结果可说明此点。若L较大, 压裂孔距煤层较远, 顶板岩体裂隙需要较长时间才能扩展至煤层, 势必增大工程量;L较大理论上可以增大煤层卸压范围, 但也存在裂隙无法扩展至煤层的风险, L = 4 m时的顶板压裂结果可以说明此点。

为评价顶板压裂煤层卸压增透效果, 设置2 个参数: ①顶板压裂后产生的裂隙在煤层与顶板交接面处的最大水平分布范围, 简称为破面长度M; ②顶板压裂裂隙在煤层中最大水平扩展范围, 简称为增透范围N。根据数值模拟结果统计了破面长度M及增透范围N与开口高度L的关系 ( 图4) 。

由图4 可知, 随着开口高度L的增大, 破面长度M与增透范围N呈先增大后减小、直至为0 的变化趋势, 说明开口高度L对顶板压裂裂隙扩展及煤层增透范围具有重要影响作用。开口高度L设置为1~ 3 m时, 顶板单孔压裂后煤层增透范围在水平方向可达17 m以上。开口高度越大, 压裂孔距煤层越远, 势必造成裂隙扩展较长距离才能到达煤层, 增加压裂时间。因此, 建议将开口高度L设置为1 ~ 2m, 不宜超过2 m。

3 结论

运用数值分析方法, 针对5 种不同开口高度设置模拟方案, 对单一松软煤层顶板压裂进行了数值分析, 得出以下主要结论。

( 1) 当L = 0. 5, 1, 2, 3 m时顶板压裂裂隙扩展过程分为4 个阶段: 应力累积阶段、顶板岩体裂隙稳定扩展阶段、顶板裂隙向煤层扩散阶段、煤层裂隙稳定扩展阶段。当L = 4 m时顶板压裂裂隙扩展过程分为3 个阶段: 应力累积阶段、顶板岩体裂隙稳定扩展阶段、顶板岩体裂隙失稳扩展破裂阶段。说明开口高度L对顶板压裂裂隙扩展具有重要影响作用。

( 2) 破面长度M与增透范围N随着开口高度L的增大呈先增大后减小, 直至为零的变化趋势。开口高度L设置为1 ~ 3 m时, 顶板单孔压裂后煤层增透范围在水平方向超过17 m。综合分析认为, 最佳开口高度宜在1 ~ 2 m取值, 不宜超过2 m。

( 3) 数值模拟结果表明, 顶板压裂裂隙能扩展至煤层, 并在煤层内进一步发展, 使煤层实现卸压增透。开口高度的设置至关重要, 本文结论是在特定条件下得出的, 现场应用时要根据实际煤岩物理条件确定, 建议通过现场考察方式确定最佳开口高度。

摘要：鉴于本煤层水力压裂存在的缺陷, 采用压裂煤层顶板实现煤层卸压增透。根据不同开口高度设置了5种模拟方案进行了数值模拟。通过声发射及剪应力分布, 研究了不同开口高度条件下顶板压裂裂隙扩展动态特征。分析了压裂孔开口高度对顶板压裂效果的影响。结果表明, 开口高度对顶板压裂裂隙扩展具有重要影响, 增透效果随着开口高度的增大呈先增强后降低的变化趋势, 开口高度为13 m时, 顶板单孔压裂后煤层增透范围在水平方向超过17 m。当开口高度为12 m时, 增透效果最佳, 且工程量相对较小, 建议开口高度设置在此范围内。

关键词：单一松软煤层,顶板压裂,裂隙扩展,增透,数值试验

参考文献

[1]林柏泉, 孟杰, 宁俊, 等.含瓦斯煤体水力压裂动态变化特征研究[J].采矿与安全工程学报, 2012, 29 (1) :106-110.

[2]富向, 刘洪磊, 杨天鸿, 等.穿煤层钻孔定向水压致裂的数值仿真[J].东北大学学报:自然科学版, 2011, 32 (10) :1480-1483.

[3]王志军, 连传杰, 王阁.岩石定向水力压裂导控的数值分析[J].岩土工程学报, 2013, 35 (增刊2) :320-324.

[4]冷雪峰, 唐春安, 杨天鸿, 等.岩石水压致裂过程的数值模拟分析[J].东北大学学报:自然科学版, 2002, 23 (11) :1104-1107.

[5]左宇军, 李术才, 朱万成, 等.深部断续节理岩体中渗流对巷道稳定性影响的数值分析[J].岩土力学, 2011, 32 (增2) :586-591.

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[7]王志军, 张瑞林, 张森, 等.含瓦斯煤体定向水力压裂裂隙导控的数值分析[J].河南理工大学学报:自然科学版, 2013, 32 (4) :373-379.

单一复合煤层 篇4

华兴公司隶属于义煤集团, 前身为陈村煤矿, 设计生产能力0.21 Mt/a, 2009年核定生产能力0.36Mt/a。矿井采用立井单水平下山开拓, 开采煤层为山西组二1煤, 煤层平均厚度2.5 m, 平均倾角16°, 属缓倾斜煤层。现生产采区为15采区, 采区内沿煤层顶板有一条胶带下山和一条轨道下山, 生产系统相对简单, 布置有1个回采工作面和1个准备工作面, 采用走向长壁后退式开采, 爆破落煤, 全部垮落法控制顶板, 工作面采用单巷布置方式, 即1个回采工作面回采时只有2条回采巷道为其服务, 分布于采煤工作面两侧 (工作面回风巷和运输巷) [1]。工作面设计走向长度一般为500~800 m, 倾斜长度为100~135 m, 分布在下山两翼 (图1) 。

2 共用中部车场技术的提出

采区中部车场是联系上下山和中部区段平巷的一组巷道, 即联系上下山、工作面回风巷和运输巷的一组巷道, 是煤矿井下采区生产系统的一个重要组成部分[2]。对于矿车直接进入采区的中、小型矿井来说, 中部车场的作用就更为重要, 它同时担负着工作面两巷掘进及回采期间的通风、行人及设备、矸石、材料的输送, 而且直接影响到采区下山的提升运输能力、生产能力及经济效益[3]。因此, 每个工作面的回风巷和运输巷均需通过中部车场与采区上下进行联系, 以满足生产的需要。该公司井下的采区中部车场常采用2种形式: (1) 轨道下山一翼的工作面回风巷和运输巷, 采用甩入平巷式中部车场; (2) 运输下山一翼的工作面回风巷和运输巷, 采用绕道式中部车场。为了便于运输, 这些车场的交岔点工程量都比较大, 施工复杂, 维护不便[4], 且随着机械化程度的不断提高, 采区向深部延深的步伐逐渐加快, 这些交岔点施工及维护工程量随之增加, 投入的人力、物力、财力逐年提高, 新施工的交岔点和已停止使用的交岔点不断增多, 这些地方往往是应力比较集中的区域, 底鼓、支护变形的高发区域, 成为轨道下山的薄弱地段。统计数据显示, 轨道下山内这些地点的顶底板移近量、两帮移近量明显较大, 每年维护次数最多, 维护时间最长, 投入费用最高, 是其他地段的3~4倍, 且严重影响采区的提升和运输能力。针对这一问题, 华兴公司采取了相应的措施, 不断优化中部车场设计方案, 以减少交岔点工程量和维护量为根本, 提出并应用了相邻工作面共用中部车场技术。

3 共用中部车场设计

相邻工作面共用中部车场技术, 即在采区内, 下山一翼相邻的2个工作面, 上个工作面的运输巷和下个工作面的回风巷相距较近 (华兴公司井下工作面之间保护煤柱一般为35 m) , 可在上个工作面运输巷的车场内适当位置施工斜巷与下个工作面的回风巷贯通, 实现两者共用一个中部车场。根据工作面位置的不同可分为2种情况。

3.1 运输下山一翼相邻工作面

运输下山一翼相邻工作面共用中部车场技术设计如图2所示。

(1) 在运输下山一翼布置工作面时, 工作面两巷距离轨道下山相对较远, 中部车场必须绕过胶带下山才能与两巷连接, 为便于运输, 采用顶板绕道形式[5], 以15200工作面运输巷为例, 在轨道下山内选择与15200工作面运输巷标高相同的地点施工交岔点, 并开口掘进平巷与15200工作面运输巷终采线边缘贯通。

(2) 15200工作面回采完毕后, 保留运输巷30m和该中部车场不回撤, 待15220工作面掘进回风巷时, 不需在轨道下山内再施工交岔点掘进车场, 可利用15200运输巷车场, 在图1所示位置分别施工绞车房和斜巷, 与15220回风巷贯通后作为15220回风巷的车场, 然后对绞车房以里的巷道进行回撤、密闭, 这样可实现15200运输巷和15220回风巷共用一个中部车场。

(3) 在设计15200运输巷车场时, 要保证中部车场绕道与运输下山有合理的保护岩柱, 保护岩柱过小, 容易导致运输下山顶部不易维护, 保护岩柱过大, 会增加车场的工程量。

(4) 在设计15220回风巷车场斜巷时, 为便于绞车运输, 应尽可能减小斜巷的坡度, 但贯通点不宜超出工作面终采线的边缘。

(5) 在实现相邻工作面共用中部车场的同时, 增加了工作面通风系统的复杂度, 必须通过在合理的位置安装风门、调节风窗、密闭等进行风流调节和控制, 确保采区的正常通风。

3.2 轨道下山一翼相邻工作面

轨道下山一翼相邻工作面共用中部车场技术设计如图3所示。

在轨道下山一翼布置工作面时, 基本原理与运输下山一翼类似, 只是工作面运输巷和回风巷距轨道下山相对较近, 车场绕道可直接从轨道一翼开口甩入平巷贯通。

4 相邻工作面共用中部车场技术探索

由于受地质条件、巷道布置等因素的影响, 采区内工作面两翼对称布置的情况较少, 大多呈不对称布置, 当工作面实现两翼对称布置时, 即为以上2种设计的综合情况, 相邻4个工作面的运输巷、回风巷分别按图4所示的情况进行布置, 实现4条巷道共用一个中部车场, 也可通过调整两翼工作面的倾斜长度实现3条巷道共用一个中部车场 (图4) 。

5 结语

(1) 相邻工作面共用中部车场技术的应用, 减少了轨道下山内的交岔点个数, 减少工程量和维护量, 经济效益良好。

(2) 中部车场布置在相邻工作面之间的保护煤柱内, 车场巷道及交岔点避开了回采工作面采动应力的破坏, 在一定程度上起到了保护车场的作用。

参考文献

[1]汪理全, 徐金海, 屠世浩, 等.矿业工程概论[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

[2]罗华阶.采区中部车场的设计改进[J].煤炭工程, 1990 (8) :8-10.

[3]徐永圻.采矿学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2003.

[4]曹允伟, 王春城, 吕梦蛟, 等.煤矿开采方法[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

单一复合煤层 篇5

1区域防突措施

1.1掘进煤巷区域防突措施

1.1.111采区掘进煤巷

在11采区煤巷掘进前, 先掘底板岩巷, 巷道设计距煤层垂距不少于15 m、内错20 m, 每隔25 m掘进1个钻场, 在钻场内布置40～45个Ø90 mm的穿层密集钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯 (图1) 。

抽放3个月后, 在底板岩巷进行区域效果检验, 降为无突出危险后, 开口掘煤巷, 但必须立即连续进行至少2次区域验证, 若仍为无突出危险, 方可采取安全防护措施后掘进。该区域瓦斯含量高, 地质构造复杂, 因此决定在掘进煤巷时, 在巷道两帮每隔30～40 m、错距5 m为1个循环, 每循环各掘1个“挂耳”钻场, 顺层打钻抽放瓦斯, 控制的条带长度不得少于60 m, 巷道两侧的控制范围为巷道轮廓线外至少各15 m。这样, 就与底板岩巷钻孔形成立体交叉, 保证了抽放效果, 确保掘进安全。

1.1.222、14采区掘进煤巷 (顶分层)

在生产采区22、14采区煤巷 (顶分层) 掘进前, 采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯防突措施。采取的区域防突措施为:先在采区上、下山巷道 (原巷道均为煤巷) 掘进煤巷 (顶分层) 的开口位置两侧不小于15 m处布置Ø90 mm钻孔, 分2排采用交叉布孔方式, 控制的条带长度不得少于60 m, 巷道两侧的控制范围为巷道两侧轮廓线外至少各15 m。预抽后, 经区域效果检验降为无突出危险后, 再进行区域验证, 若为无突出危险, 采取安全防护措施后掘进。以后, 每掘进30～40 m, 在巷道两帮错距5 m各掘1个“挂耳”钻场, 采用交叉钻孔打钻抽放, 控制的条带长度及巷道两侧轮廓线外范围与上述相同, 预抽后进行区域效果检验、区域验证, 若为无突出危险, 采取安全防护措施掘进, 直至掘成工作面, 顺层钻孔预抽条带煤层瓦斯钻孔布置如图2所示。

1.1.3二分层掘进煤巷

对于该掘进煤巷, 由于已回采顶层, 消除了突出危险, 严格按防突规定采取区域效果检验和区域验证, 若为无突出危险, 采取安全防护措施后掘进。

1.2采煤工作面区域防突措施

1.2.1顶分层采煤工作面

由于矿井煤层透气性差, 在11、22、14采区煤巷工作面掘成后, 决定采取顺层交叉钻孔预抽回采工作面煤层瓦斯区域防突措施 (图3) 。顺层预抽煤层的钻孔控制整个开采区域。预抽后, 经区域效果检验降为无突出危险, 区域验证也为无突出危险, 采取安全防护措施回采。

1.2.2二分层采煤工作面

对于二分层采煤工作面, 若已消除突出危险, 采取区域效果检验和区域验证;若为无突出危险, 采取安全防护措施回采。

2局部综合防突措施

该矿井下地质构造复杂, 煤层赋存不稳定, 透气性低, 导致预抽效果不佳。根据以往防突经验, 在采取区域综合防突措施后, 采掘工作面局部还可能会出现突出预兆或区域验证超标现象, 必须严格执行局部综合防突措施。

2.1掘进工作面

经区域验证, 只要任何一次指标超限或超前钻孔等发现突出预兆后, 必须执行局部综合防突措施, 即工作面连续预测、工作面防突措施、工作面措施的效果检验和安全防护措施。

(1) 超前抽、排钻孔防突措施。

区域防突措施执行后, 巷道两侧已掘有钻场, 既可在钻场内补打钻孔抽放, 又可在掘进面打排放钻孔释放瓦斯。抽、排放钻孔孔径为90 mm, 布孔多少可根据抽、排半径计算决定, 控制范围为:掘进面前方及巷道两侧轮廓线外各为5 m。同时, 还应控制到煤层顶、底板范围。如遇地质构造, 可用42～75 mm小直径、小钻机密集钻孔排放。总之, 必须经效果检验有效后, 方可采取安全防护措施掘进。

(2) 高压水力疏松消突措施[2]。

由于该矿煤质较软, 根据经验可采取在钻场内补打钻孔抽放, 在掘进工作面实施高压水力疏松消突措施。根据断面大小, 选用3～5个钻孔, 打孔后使用专用封孔器封孔, 向钻孔内注入高压水。注水参数应根据煤层性质合理选择。一般孔径为42 mm, 孔长8～9 m, 封孔3 m以上, 注水压力15～18 MPa。注水时, 煤壁已出水或注水压力下降30%后方可停止注水。水力疏松后要进行效果检验, 有效后, 留5 m超前距, 采取安全防护措施下掘进。

2.2采煤工作面

工作面经区域验证有突出危险或发现突出预兆后, 采取局部综合防突措施, 即工作面连续预测、工作面防突措施、措施效果检验和安全防护措施。

该矿采煤工作面采用在卸压带补打抽放钻孔和工作面浅孔注水湿润煤体的防突措施。①在进风巷、回风巷近工作面处补打抽放钻孔连接抽放管抽放。②在工作面煤壁每隔2～3 m, 布置Ø42 mm、深6 m并且垂直于煤壁的注水孔;注水孔分2排采用交叉布孔方法, 用专用封孔器封孔后, 对每个钻孔进行注水。措施实施后, 必须进行效果检验, 经检验有效, 采取安全防护措施后可回采3 m。

注水时, 必须缓慢增高至设计注水压力, 但不得小于8 MPa。当发现水从煤壁或相邻注水钻孔中流出时, 即可停止注水。

3应用效果和存在的问题

该矿自1995年发生突出后, 总结经验教训, 严格执行《煤矿安全规程》和防突有关规定, 根据矿井实际情况, 制订并严格执行符合各地区实际的防突措施, 截至目前, 已连续15 a消除突出危险, 实现了安全生产。

《防治煤与瓦斯突出规定》颁布后, 该矿按照“区域防突措施先行, 局部防突措施补充”的原则, 实施了穿层、顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施;对存在因煤层透气性差导致抽放效果不好和因地质构造造成煤层赋存不稳定等问题的区域, 只要经区域验证指标超限或有突出预兆的, 即严格执行局部防突措施。目前, 在突出严重的11采区, 底板抽放巷已掘进200 m, 布置了5个钻场, 日抽放瓦斯纯量达1.64万m3, 钻孔单孔日抽放纯量平均82 m3, 抽放效果远好于该地区的顺层钻孔。在22、14采区上、下山巷道和煤巷掘进工作面打顺层交叉预抽钻孔, 实现了本煤层区域预抽防突措施;在掘进工作面局部突出危险区还实施了补打抽排钻孔和高压水力疏松防突措施。在采煤工作面实施了本煤层交叉预抽钻孔、采前卸压抽放及煤层浅孔注水防突措施。各采掘工作面必须经区域效果检验、区域验证和工作面防突措施效果检验有效, 否则, 严禁采掘活动。

防突技术人员在今后工作中应着重解决以下问题:①因透气性差, 单一低透气性煤层区域防突仅靠预抽煤层瓦斯效果较差, 需采取增加煤层透气性的措施。②矿井防突工作量大, 程序多, 煤巷掘进速度慢, 造成采掘接替紧张。③矿井地质构造复杂, “鸡窝状”煤层特征明显, 打抽放钻孔时, 报废钻孔数量多, 而且费工费时。④矿井开采三软煤层, 而且瓦斯压力、含量变化大, 顶钻、卡钻、喷孔现象时有发生, 钻杆、钻具损坏严重。

4结语

安阳鑫龙煤业大众公司根据矿井实际, 研究探索了符合矿井实际的防突方法, 实施了“从区域到局部”的防突综合治理措施和“从穿层到顺层”的煤层瓦斯立体抽放方法, 对单一低透气性煤层, 在地质构造复杂、煤层赋存不稳定的条件下, 严格按照防突规定, 做到“不掘突出头, 不采突出面”, 收到了良好的防突效果。

摘要：单一低透气性煤层防突工作, 一直是困扰此类矿井安全生产的主要问题。大众公司防突技术人员通过不断探索, 研究总结了符合矿井实际的防突方法, 实施了从“区域到局部”的防突综合治理措施和从“穿层到顺层”的瓦斯立体抽放方法, 收到了良好的防突效果。

关键词：单一煤层,低透气性,防突措施

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

单一复合煤层 篇6

相关学者从地面煤层气抽采、井下开采前的抽采和煤层开采期间的抽采等方面入手,创造性地研究出了“煤层孔、采空区、高抽巷”的综合抽采模式[3]和“以采气保采煤,以采煤促采气,采气采煤协调发展”的采煤采气一体化模式[4,5,6,7,8],深化和丰富了煤气共采的基础理论,在工程实践中也获得了较好的效益。

但由于单一低透突出煤层透气性低,煤与瓦斯突出危险性大,导致煤气共采时存在着抽采工程延续时间过长、工艺衔接不紧凑、采气与采煤存在空间和时间上冲突等问题。因此,需要对单一低透突出煤层的煤气共采技术进行深入研究,从时间和空间上形成统一的煤与瓦斯共采技术和方法,确保瓦斯和煤炭资源的安全高效开采。

1 单一低透突出煤层煤气共采理论基础

1.1 单一低透突出煤层煤气共采的思路

瓦斯抽采的关键因素是煤层渗透率,而应力对煤岩体的渗透率有控制性作用。根据应力对煤岩体渗透率的影响特征,煤层瓦斯的抽采类型可以分为两大类:(1)未卸压煤层瓦斯抽采。在煤层原始渗透率条件下的瓦斯抽采,煤岩体为弹性变形,煤层的透气性主要受地应力、瓦斯压力和温度的影响,煤层的渗透率变化较小。(2)卸压煤层瓦斯抽采。利用采动应力影响下煤层渗透率发生巨大变化条件下的瓦斯抽采,受采动应力影响煤体产生塑性变形和松动,煤体的裂隙网络扩大与连通,煤层透气性急剧增加,从而使瓦斯的抽采量大大增加。因此,卸压煤层瓦斯抽采是瓦斯抽采的有效方法。

对于单一低透突出煤层来说,可通过采煤工作面开采造成应力重新分布导致煤层渗透率发生变化而针对性进行瓦斯抽采。

1.2 采煤工作面的应力及渗透率分布规律

研究表明,采煤工作面采场应力的分布如图1所示,从采空区向回采方向,可分为卸压稳定区(A)、应力降低区(B、C和部分D)、应力增高区(部分D和E)、原岩应力区(F)。从低渗透率的煤层中抽出瓦斯的区域就是充分利用好支撑应力影响区和应力降低区,在上述区域对煤体进行抽采,因此要研究D部分的应力降低区宽度。图1中D部分的应力降低区宽度满足下式[9]:

式中:a为D部分的应力降低区宽度;C、φ为岩层的黏聚力和内摩擦角;ξ=(1+sinφ)/(1-sinφ),为极限平衡条件系数;p0为原岩应力;n为应力集中系数;h为煤层厚度。

图1 回采工作面采场应力分布示意图

卸压稳定区为采空区,是瓦斯抽采的有利区域;应力降低区属于塑性应变区,该区内煤体发生了较大的不可逆变形,煤体渗透率有了较大的增加,也是瓦斯抽采的有利区域;应力增高区和原岩应力区煤体渗透率没有发生变化,属于渗透率极低区域,需要采用强化增透措施来提高瓦斯抽采效果。

1.3 单一低透突出煤层底抽巷煤气共采模式

底抽巷煤气共采模式要根据采煤工作面的应力及渗透性分布规律来确定:在单一突出煤层的底板掘进1条底板巷道,通过底板巷道分别向煤层不同区域施工抽采钻孔实现瓦斯的抽采,即在应力增高区和原岩应力区通过水力化措施从煤体中抽采瓦斯,在应力降低区和卸压稳定区直接抽采瓦斯。该煤气共采模式通过应力增高区和原岩应力区的水力化措施及时消除开采工作面前方的煤层突出危险性,又通过应力降低区和卸压稳定区的瓦斯抽采减少了回采期间绝对瓦斯涌出量,使得瓦斯抽采与采煤在空间和时间上相互协调、相互融合。单一低透突出煤层底抽巷煤气共采模式见图2。

图2 单一低透突出煤层底抽巷煤气共采模式

1)未卸压区穿层钻孔水力冲孔卸压增透消突技术

以底板巷岩柱为安全屏障,向突出煤层施工穿层钻孔。钻孔布置如图3(a)所示。通过冲孔钻头的切割和高压水射流的冲击,以破碎钻头周围煤体,使煤与瓦斯经过孔道向外排出。在冲出煤体的同时,释放大量瓦斯,孔洞周围的煤体向钻孔方向移动,大幅度增加煤层的透气性。水力冲孔的实质就是以岩柱作为安全屏障,用高压水冲击钻孔周边煤体,诱导小型的、可控制的煤与瓦斯突出。水力冲孔到返清水时停止,然后封孔,注入18 MPa的高压水对煤体进行水力压裂,进一步卸压,增加煤层的透气性,提高煤体塑性,增加煤体强度,再经过一定时间的高负压抽放(30 d以上),达到快速消除工作面煤层突出危险性的目的[10,11,12]。

2)应力降低区抽采

在确认消除工作面突出危险后,穿层钻孔由消突阶段进入防治工作面瓦斯超限阶段。随着采煤工作面的推进,穿层钻孔将逐步进入采煤工作面应力增高区及应力降低区,为避免工作面应力降低区瓦斯大量涌入采场,造成工作面瓦斯超限,需提前对穿层钻孔进行捅孔(二次套孔)和增加部分钻孔,使穿层钻孔见煤段充分与应力降低区煤层裂隙连通,最大限度地对应力降低区瓦斯进行抽采,以降低采场瓦斯涌出量,保证工作面的安全生产,见图3(b)。

图3 单一低透突出煤层煤气共采钻孔布置示意图

3)采空区抽采

随着采煤工作面的不断推进,应力降低区内的抽采钻孔将暴露于采场,为了避免在钻孔进入采场后吸进采场风流,影响其他钻孔的抽采效果,需提前关闭将要进入采场的穿层钻孔的控制阀门,等钻孔进入采空区5~10 m后,再打开钻孔控制阀门,进行采空区抽采,直至钻孔抽采瓦斯浓度彻底衰竭为止,见图3(c)。

2 工程应用

2.1 工作面概况

工程应用地点选在宜洛煤田李沟煤矿二1煤层21031工作面,该工作面煤层瓦斯压力为0.93~1.33 MPa,瓦斯含量为8.02~9.44 m3/t,透气性系数为0.35~0.40 m2/(MPa2·d)。工作面瓦斯压力高、瓦斯含量大,煤与瓦斯突出严重,并且不具备保护层开采的条件,因此需要采用底抽巷煤气共采模式实现煤矿安全高效开采。

2.2 煤气共采钻孔布置及施工

1)未卸压区水力冲孔钻孔布置

在煤层底板内距离二1煤层法距约45 m、距离回风巷60 m掘进底板岩石巷道,在巷道内每10 m施工1个钻场,每个钻场内施工10个孔径94 mm的穿层抽采孔,保证在工作面内形成10 m×10 m的抽采方格。钻孔施工结束后进行水力冲孔,然后进行连网抽采。

2)应力降低区瓦斯抽采钻孔布置

根据式(1)确定出21031工作面应力降低区宽度为5 m,钻场内10 m间距的钻孔无法保证对应力降低区的连续抽采,故在每2个钻场之间补充施工10个钻孔,开孔位置均匀布置在2个钻场之间,钻孔角度与水力冲孔钻孔一致。

3)采空区瓦斯抽采

利用未卸压区水力冲孔钻孔和应力降低区瓦斯抽采钻孔实现采空区瓦斯抽采。由于工作面的回采和瓦斯抽采时间较长,会造成钻孔孔壁坍塌发生堵孔现象。在进行连管抽采时,需要经常监测抽采管路的瓦斯浓度,当单孔浓度小于1%时,拔出抽采管,再次对穿层钻孔进行冲孔,冲孔完毕后,再进行连管抽采。

2.3 煤气共采模式效果考察

1)消突效果分析

水力冲孔单孔冲出煤炭一般为6~20 t,冲孔形成孔洞的瓦斯排放区可达8.5 m,使钻孔周围的煤体应力降低,周围煤体得到不同程度的卸压,煤体的透气性系数提高,增大了瓦斯的抽采量。

为了验证该措施的有效性,在底板巷选择合适的位置,重新测定原中间空白带的瓦斯含量,结果如表1所示。

表1 21031工作面里段煤层残存瓦斯含量测定结果

从表1可以看出,经过水力冲孔后,实测瓦斯含量均小于6.0 m3/t(李沟煤矿实际考察的临界值),消除了突出危险性,在工作面回采过程中,未发生煤与瓦斯突出动力现象。

2)瓦斯抽采效果分析

未卸压区穿层钻孔水力冲孔后每个钻场内抽采纯流量平均约0.28 m3/min(403.2 m3/d),是未冲孔前的10倍,每个钻场平均抽出纯瓦斯2.7×104m3;冲孔后抽采浓度由未冲孔前的4.4%增加到6.0%。大量的瓦斯被抽出,消除了突出危险性,抽出的瓦斯又能加以利用,变废为宝,实现了煤气共采。

钻孔进入应力降低区并进行捅孔处理后,单孔瓦斯平均抽采浓度达35%,平均单孔抽采纯量为0.08~0.32 m3/min,是未捅孔穿层钻孔抽采量的10多倍。

采空区瓦斯抽采效果表明,捅孔后单孔瓦斯抽采浓度为20%~80%,单孔抽采瓦斯纯量为0.05~0.30 m3/min,效果极佳。

在进行煤气共采模式试验期间,21031工作面平均日产煤炭约1.0×103t,平均日抽采瓦斯纯量约4.0×103m3,工作面开采期间无瓦斯超限现象,瓦斯涌出量约为1.6 m3/min,实现了单一低透突出煤层的安全高效开采。

3 结论

1)提出了单一低透突出煤层的煤气共采模式,即在底抽巷内实施的采前未卸压区水力冲孔抽采、采中影响区的应力降低区瓦斯抽采和采后的采空区瓦斯抽采。

2)将该煤气共采模式在李沟煤矿21031工作面进行了工程应用,结果表明:采前未卸压区水力冲孔抽采模式消除了工作面突出危险性,保障了煤矿的安全开采;3种抽采方法互相协调、互为补充,大大增加了瓦斯抽采量,实现了单一低透突出煤层的高效开采。

摘要：针对单一低透突出煤层存在瓦斯灾害严重、开采效率低等问题,在分析回采工作面应力分布和渗透率分布的基础上,提出了单一低透突出煤层底抽巷煤气共采模式,即采前未卸压区水力冲孔抽采、采中影响区的应力降低区瓦斯抽采和采后的采空区瓦斯抽采模式。李沟煤矿的工程应用结果表明:3种抽采方法互相协调、互为补充,不但消除了工作面突出危险性,而且大大地增加了瓦斯抽采量,实现了单一低透突出煤层煤与瓦斯的安全高效开采。

关键词：单一低透煤层,煤与瓦斯突出,底抽巷,煤气共采,水力冲孔

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单一复合煤层 篇7

1 高压射流割缝卸压增透原理

1.1 高压射流破煤岩机理

岩体的破坏形式主要是在拉应力作用下的脆性破坏, 由于岩石的抗拉强度比其抗压强度小10倍以上, 抗剪强度比抗压强度小2倍以上, 射流冲击产生的压应力虽然达不到岩石的抗压强度, 而拉应力和剪应力却分别超过了岩石的抗拉和抗剪的极限强度, 在岩石中形成裂隙。当射流冲击岩体的压缩波传播到岩体的自由表面时, 岩体所受到的应力从入射时的压缩应力变为全反射时的拉伸应力[8]。当拉伸应力超过部分低强度岩体的拉伸强度时, 则在那里发生拉伸破裂, 形成裂隙。

1.2 旋转切片式穿层割缝卸压增透技术

旋转切片式穿层割缝卸压增透技术工艺是在普通打钻完成后, 煤层退钻过程中每隔一段距离利用高压水射流对煤体进行旋转切割, 形成以钻孔为中心、半径约500 mm且有一定厚度和宽度的缝槽, 如此循环作业至煤岩交接处, 切割的煤体在高压水的冲刷作用下排出钻孔。缝槽形成的面形空间相当于在煤层内部小范围内开采保护层, 破坏了煤层内部原有的应力平衡, 地应力重新分布, 其上下两侧的煤层向中间空间体移动, 煤层发生卸压 (地应力减小) 、变形、膨胀, 同时产生不同大小的裂缝。利用这个原理, 在煤层巷道前方进行一系列的高压射流钻割一体化钻孔, 那么这些煤体内部的小型保护层将覆盖前方区域的整个煤体, 最终达到整体卸压的效果, 使得煤体透气性增大, 进一步促进瓦斯排放, 瓦斯压力与瓦斯含量下降, 瓦斯潜能降低, 同时由于大量瓦斯的释放, 使煤的坚固性增加, 即增高了煤自身抗突出的性能。

2 割缝卸压增透实施方法

钻割设备主要由乳化液泵站、钻机以及特制钻具 (包括高压水辫、能够进行辅助钻进和排粉的水射流钻头、阻力系数小且速度系数及流量系数大的圆锥收缩型喷嘴) 组成。高压定向水力压裂设备包括压裂系统、管路系统、监测系统3个主要部分。注水泵与乳化液泵共用自动控制水箱, 通过三通接入管路, 定向压裂前首先使用乳化液泵进行注水, 达到需要的压力时人工停止静压注水泵, 打开注水泵开始脉动压裂, 当出现压力骤减或压力稳定时停止压裂, 开始乳化液泵注水, 如此反复, 直至达到需要的压裂压力及脉动压裂时间后停止压裂。

现场施工时, 先利用岩石钻头进行岩石段的钻孔打钻直至煤层顶板, 然后退出钻杆换上水力割缝钻头继续钻进到煤层顶板位置, 随后退钻水力割缝。割缝施工结束后, 及时封孔、联网进行抽采。抽采过程中对增透效果进行考察, 若抽采评价指标达到方案中预定的效果, 则持续抽采至阶段达标。否则, 按设计重新进行维护和修复, 直至达到抽采设计目标, 保证煤层瓦斯抽采达标。

3 现场试验及结果分析

3.1 试验区概况

现场试验在焦作九里山矿15采区15071底板抽采巷进行, 巷道距煤层底板垂距7 m, 煤层平均厚6 m, 煤层倾角15°, 煤层赋存稳定。实测15采区瓦斯含量31.0~33.19 m3/t, 瓦斯压力1.30~1.74MPa, 煤层透气性系数0.200~0.457 m2/ (MPa2·d) , 钻孔瓦斯流量0.02~0.04 m3/ (min·hm) , 衰减系数0.012 6~0.038 9 d-1。煤层透气性差, 抽采较为困难。

3.2 穿层割缝钻孔施工设计

15071底板巷抽采钻孔采用单双列布置的方式, 单列布置7个钻孔, 双列布置6个钻孔, 每组共13个钻孔, 组间距为5 m。钻孔布置情况如图1所示。

在底板巷穿层钻孔布置的基础上, 选择每单列的3、7、11号钻孔进行水力割缝, 实现每组钻孔的均匀卸压, 割缝钻孔如图2所示。

3.3 水力割缝施工情况

根据前期试验发现, 九里山矿煤层赋存有一定规律, 在煤层上部存在约1 m厚的软分层, 瓦斯含量和瓦斯压力极大, 剩余煤层段煤质较硬, 瓦斯较小, 故主要选择在煤层顶部的软分层进行割缝试验。根据设计施工方案和现场施工条件要求, 在现场施工50余组钻孔, 部分施工钻孔参数见表1。

3.4 割缝卸压增透效果考察

(1) 单孔出煤量及钻割煤体扰动体积对比。出煤量是验证和考察割缝效果的重要指标, 通过对割缝钻孔和普通钻孔的出煤量进行统计, 利用数学反算法对割缝煤体的扰动范围进行计算。取23-7、31-11割缝孔与普通孔进行分析对比, 数据见表2。

从表2可以看出:进行水力割缝试验后, 与普通钻孔相比, 直接扰动半径提高了20倍左右, 扰动体积提高了97倍左右, 煤体暴露表面积增大5倍左右。从上述分析可以看出, 采用水射流割缝后, 煤体的扰动影响范围大大提高, 其内的煤体裂隙充分发育, 有利于瓦斯抽采;同时, 在水射流的作用下, 煤体发生了不规则运移, 改变了煤体原有的应力场分布, 扩大了煤体的破碎区、卸压影响区范围;另外, 由于煤体暴露表面积增大, 加大了瓦斯流动表面积, 为高效抽采瓦斯提供了有利条件。

(2) 瓦斯抽采流量考察。试验过程中, 按照设计钻孔参数进行钻孔割缝后, 将钻孔封孔、连接至巷道内瓦斯抽采管网进行瓦斯抽采, 并分别安装了流量计测量瓦斯抽采流量, 考察钻孔在一定时间内瓦斯抽采量及抽采率的变化规律。此次现场试验采用孔板流量计定时测量钻孔的抽采流量和抽采浓度。考察时间为40 d, 测量间隔时间为2 d。根据各组钻孔的抽采瓦斯量、组内钻孔总长计算百米钻孔平均纯瓦斯抽采量。割缝钻孔31-1、97-1和普通钻孔28-1、27-1的抽采纯量、百米抽采量、抽采浓度统计结果如图3—图5所示。

通过对不同的抽采指标进行对比可以发现, 经过高压射流割缝后, 钻孔的瓦斯流量和瓦斯浓度明显大于普通钻孔, 且割缝钻孔出煤量越多, 瓦斯流量越大, 浓度越高。这说明高压射流割缝卸压增透技术能够在煤层中形成有效的卸压空间, 利于煤层中的瓦斯流动, 提高抽采效果。

(3) 瓦斯抽采达标时间考察。选择出煤量相近的割缝钻孔31-1、32-1、97-1与普通钻孔进行对比。从累计抽采量来看, 未割缝钻孔在40 d内的抽采量为9 094.5 m3, 而割缝钻孔在40 d内的抽采量达到21 173.6 m3, 是未割缝钻孔的2.33倍, 在相同的抽采条件下, 瓦斯抽采达标时间缩短57.1%。

(4) 割缝影响半径考察分析。此次测试采用相对压力指标法测定割缝孔的抽采有效影响半径[9], 若考察孔压力变化降低51%以上, 则该孔处于割缝孔抽采影响范围之内。在50 d的抽采周期内, 割缝孔有效影响半径为4~5 m, 普通钻孔抽采影响半径为2.5 m, 割缝钻孔的抽采影响半径提高了1.6~2.0倍。另外, 抽采有效影响半径与抽采时间有一定关系, 在一定时间内, 抽采时间越长, 影响半径越大, 反之越小。

(5) 透气性系数对比分析。煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志, 也是体现煤层卸压程度的重要标志之一[10,11]。采用非稳定径向流量法 (中国矿业大学) 测定透气性系数, 通过湿式流量计测定不同时刻的钻孔瓦斯流量。现场选取3个割缝孔和3个普通孔作为考察钻孔, 求取煤层透气性系数。考察结果显示割缝孔的透气性系数是普通孔的24倍 (表3) 。这说明经过高压水射流割缝, 煤层透气性系数显著增加, 在同样的抽采条件下, 抽采效果优于普通孔。

注:据矿方资料, 煤层瓦斯含量系数α=23.5 m3/ (m3·MPa0.5) , 钻孔半径r=0.047 m, 测试时间t=40 d, p0=1.74 MPa, p1=0.103 MPa。

4 结论

(1) 阐述了通过水射流割缝进行煤层内部卸压增透的基本原理、中深孔穿层割缝卸压增透设备系统及现场工业性试验的设计和效果分析, 可有效指导高压射流割缝卸压增透的现场应用, 实现瓦斯抽采的高效可控。

(2) 现场试验表明, 实施割缝卸压增透后, 煤体直接扰动半径提高20倍左右, 直接扰动体积提高100倍左右, 煤体暴露表面积增大5倍左右;钻孔的起始流量提高2.14倍, 抽采浓度提高2.67倍;在40d的抽采周期内, 割缝孔的抽采总量是普通孔的2.33倍, 同等抽采条件下, 抽采达标时间缩短了57.1%;抽采有效影响半径提高1.6~2.0倍, 煤层的透气性系数提高24倍。

(3) 孔内割缝卸压增透措施具有扩大抽采单孔有效影响范围、减少措施孔数目、减少工程量、提高防治瓦斯灾害工程效率等优点, 对于提高单一低渗煤层的瓦斯抽采效果、缩短煤层瓦斯抽采达标时间有显著作用。

摘要：针对单一低渗透煤储层井下瓦斯抽采效果差的问题, 提出采用高压射流割缝卸压增透技术提高煤层透气性, 扩大抽采单孔有效影响范围, 提高瓦斯抽采效果, 缩短煤层瓦斯抽采达标时间。以焦作九里山矿15采区15071底板抽采巷为试验点进行泄压增透试验, 试验结果表明:实施割缝卸压增透后, 抽采有效影响半径提高1.62.0倍, 煤层的透气性系数提高24倍, 抽采浓度提高2.67倍。在40 d的抽采周期内, 割缝孔的抽采总量是普通孔的2.33倍;在相同的抽采条件下, 抽采达标时间缩短了57.1%。

关键词：射流割缝,卸压增透,低透煤层,瓦斯抽采

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