底板穿层钻孔

2024-06-06

底板穿层钻孔(精选8篇)

底板穿层钻孔 篇1

摘要:介绍了岩巷穿层抽放钻孔的特点,以鹤壁十矿1307底板抽放巷作为试验点,分别采用4种穿层抽放钻孔施工工艺进行瓦斯抽放。通过对每种工艺瓦斯抽放参数的观测和比较,优化了鹤壁十矿1307底板岩巷穿层抽放钻孔施工工艺,提高了瓦斯的抽出率,安全和经济效益明显。

关键词:底板岩巷,穿层抽放,瓦斯流量

穿层钻孔[1]抽放是煤矿进行瓦斯抽采的一种方法。根据钻孔用途和施工方法的不同,穿层钻孔可分为2类:①在煤层底板中施工专门的底板岩巷,从岩巷道中通过施工上仰钻孔,穿过具有突出危险的松散煤层,抽采煤层中的瓦斯。②在煤层回风巷道中施工上仰钻孔,穿过煤层顶板及其上邻近的不可采煤层,利用煤层回采过程中的采动影响,抽采邻近层及部分采空区的瓦斯。其中煤层底板巷进行穿层钻孔抽采瓦斯的施工工艺方法一般适用于具有强突出危险的松软煤层,由于这类煤层松软,所以在本煤层很难施工沿煤层钻孔。这种瓦斯抽采工艺巷一般布置在欲掘进煤巷的下方,在该巷道不仅抽采欲掘进巷道部分煤层及其影响范围内的瓦斯,也抽采欲回采煤层中的瓦斯,确保煤巷掘进和煤层回采时工作面瓦斯不超限、不突出。

1 鹤壁十矿1307底板抽放巷概况

鹤壁十矿1307工作面位于矿井13采区中上部,该工作面北邻1107和1109工作面,南到F1059断层为界,西邻1305工作面(未采),东邻1309工作面(未采)。地面标高在+162.2~+180.3 m之间,该工作面煤层距离地面垂深为552.2~620.3 m。1307底板抽放巷位于1307工作面下部,布置在二1煤层底板砂岩中,下帮距煤层较近(距煤层法线8~16 m),上帮距离煤层较远,因此仅在下帮钻场内布置穿岩钻孔进行抽放。钻场规格:4.0 m×3.6 m×2.6 m,该抽放巷总长306.72 m,巷道断面3.4 m×3.0 m,采用锚网喷支护,该巷道主要用于预抽1307胶带运输巷的条带瓦斯。

2 穿层钻孔施工工艺的选择

目前在煤矿施工瓦斯抽放钻孔过程中普遍使用的排渣方式主要有2种:①风排[2],即,使用高压风吹排钻孔内粉尘。该法会在施工巷道内产生大量的粉尘,但是对进入煤层的孔段不会造成塌孔,保证抽放瓦斯的效果;②水排,即使用有一定压力的水冲刷孔内煤粉,水力排渣优点是钻进过程中不产生粉尘或粉尘较少,最大的缺点是容易造成煤层段的孔垮孔,抽放效果较差。鹤壁十矿现使用的是岩石段水排、穿煤段风排的排粉方式,但由于煤质较软,出现孔内煤粉不易排净,易造成孔内堵塞现象,抽放3个月后钻孔衰减到几乎不起作用,抽放效果较差。现对在鹤壁十矿1307底板抽放巷内的4个瓦斯抽放钻场采用的4种穿层钻孔施工工艺进行分析比较。

2.1 全程用水排粉施钻工艺

全程用水排粉施钻工艺操作简单易行,但是在施工到穿煤段中部时,易出现因瓦斯压力较大、孔内水积攒较多且产生煤泥封堵而发生瞬间喷孔现象。该方法在3#抽放钻场内进行试验,经过观察,存在穿煤段因积水形成煤泥、堵塞穿煤段现象。由图1可得,该钻场瓦斯流量在30 d内由开始抽放时的0.12 m3/min下降到0.02 m3/min以下,同时瓦斯浓度也是随流量的减小迅速下降,由开始带抽时的瓦斯浓度为85%降到30%以下。由此可以得出,使用全程用水排粉施钻工艺,在1个月后抽放瓦斯流量和浓度分别下降了80%和75%,不能起到很好的抽放瓦斯的作用。

2.2 穿岩段水排穿煤段风排粉施钻工艺

该施钻工艺在4#钻场进行试验,该方法也简单易行,但在使用风排期间,进入穿煤段后出现多次喷孔现象。由于煤质松软,穿煤段煤粉排放不净,经观察,在穿煤段出现塌孔、堵塞等情况,使抽放钻孔的瓦斯浓度、流量均受影响。由图2可知,该抽放钻场瓦斯流量在60 d内由带抽时的0.08 m3/min下降到0.02 m3/min,为最初带抽时的25%;瓦斯浓度也由带抽时的68%下降到40%以下;同时在钻孔施工完开始带抽时,其抽放的瓦斯流量小,瓦斯浓度也较低。因此可知,该排粉施钻工艺在抽放煤层瓦斯时抽放效果不好。

2.3 全程水排粉施钻并在穿煤段使用水力冲孔

该施钻工艺在5#钻场实施,成孔后水力冲孔期间,出现瞬间瓦斯涌出量增大,水、煤和瓦斯喷出的现象。冲孔后钻孔穿煤段经水冲刷,使煤中的瓦斯放散初速度减小,降低了瓦斯能的释放功率。且由于塌孔,在钻孔煤岩交接段形成较大范围的煤泥堵塞现象,使钻孔抽放范围内瓦斯涌出量减少。因此该工艺在实施后,瓦斯流量衰减较快。由图3可知,该钻场流量带抽后观测值为0.05 m3/min,瓦斯浓度为60%,60 d内该钻场抽放瓦斯流量和瓦斯浓度分别下降到0.01 m3/min和15%左右,分别为最初带抽时的20%和25%,最终稳定在0.01 m3/min和10%,且开始带抽时的瓦斯抽放量和浓度较小,抽放效果极差,整个钻场几乎不起作用。

2.4 全程水排粉施钻并在穿煤段使用高压风扩孔

该施钻工艺在6#钻场内实施,成孔后进行高压风冲孔期间,瞬间瓦斯涌出量增大,喷孔现象较严重。但由于高压风扩孔在穿煤段空间形成了较大的孔洞,煤体空隙体积得到增加,大大提高了瓦斯内能的释放功率,钻孔控制范围内瓦斯涌出量增加。因此该工艺实施后,瓦斯浓度和流量有较长时间的稳定期。由图4可知,该钻场带抽时瓦斯浓度和流量就较大,且随时间推移瓦斯浓度、流量变化较小,无短时间内大幅度下降现象,下降范围比较小。在观测期间,该钻场瓦斯浓度始终保持在40%以上,钻场流量也无大幅度变化,至今保持着0.04 m3/min的瓦斯流量。

综合以上4种穿层抽放钻孔施工工艺的试验与实测的瓦斯流量和瓦斯浓度数据的结果,可以得出,采用全程水排粉施钻工艺并在穿煤段使用高压风扩孔的方法,对瓦斯抽放的效果比较好,长时间抽放瓦斯的效率也比较高。

3 工业性试验效果

鹤壁十矿在1307底板岩巷后续的钻场中均采用全程水排粉施钻工艺,并在穿煤段使用高压风扩孔施工工艺,使抽放瓦斯流量和浓度均能稳定在较高水平,抽放效率平均提高了近10倍,抽放效果大大改善;同时采用该方法后,在1307胶带运输巷掘进期间进行观测。观测结果表明:施钻工艺优化前 回风流瓦斯浓度在0.5%~0.6%,且瓦斯超限时有发生;施钻工艺优化后,回风流瓦斯浓度下降到0.3%左右,掘进面瓦斯浓度下降到0.1%~0.2%,杜绝了瓦斯超限现象的发生;月进尺由30 m/月提高到60 m/月,大大缓解了矿井生产接替紧张局面,提高了矿井安全生产水平。

4 结论

(1)通过穿层抽放钻孔施工工艺优化,鹤壁十矿实现了掘进工作面区域消突的要求,做到了《防治煤与瓦斯突出规定》中要求的“不采掘突出头、不采突出面”的规定,为矿井的安全生产提供了强有力的保障。

(2)使用底板抽放巷综合抽放技术后,有效控制了掘进及回采期间瓦斯涌出量,使掘进期间单进提高了1倍。预计1307工作面通过区域治理可提前2个月投产,直接经济效益为2 000万元;同时,利用抽放出的瓦斯发电也产生了可观的经济效益;通过施工工艺优化,大大提高钻孔有效利用率和有效使用时间,减少施钻所占用的人力和物力。

参考文献

[1]于不凡,王佑安.矿井瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社,2000.

[2]王海峰,李增华,杨永良,等.钻孔风力排渣最小风速及压力损失研究[J].煤矿安全,2005(3):4-6.

底板穿层钻孔 篇2

关键词:顶板岩巷网格穿层钻孔顺层钻孔突出煤层

中图分类号:TD712文献标识码:A文章编号:1674-098X(2011)06(a)-0047-02

《防治煤与瓦斯突出规定》第六条规定:防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的,严禁进行采掘活动。淮北矿业集团童亭煤矿86采区7、82煤层具有突出危险性,暂未进行开拓前区域突出危险性预测,根据《防治煤与瓦斯突出规定》第三十三条的规定,末进行区域预测的区域视为突出危险区。开拓前86采区7、82煤层防突措施暂按突出危险区进行设计,10煤按非突出危险煤层设计。

1 86采区概述

86采区主采7、82、10三层煤,整体为长1600m左右不规则菱形块段。采区煤层走向变化大,主要受五里谷堆背斜影响,大体形成两块煤层倾向、角均不同的地质块段,其倾向变化体现在东部NNE、西部$WW,其倾角变化体现出西部小、东部大这一特点。采区在中部被F11切割成东、西两块。煤层底板标高相差较大,最高为-360m,最低为-750m。

2 86采区区域瓦斯治理方案的提出

根据86采区瓦斯地质勘探资料,结合相邻82、Ⅱ82及84采区区域瓦斯治理方案,86采区优先开采7煤层作为后期的82煤层的上保护层进行开采。7煤层作为突出危险煤层,开采前必须对7煤层进行区域瓦斯治理。开采保护层是进行区域瓦斯治理的一条有效途径,进行保护层开采关键是选择合适的煤层作为保护层。

非突出危险10煤层不能作为7、82煤层的下保护层进行开采,一方面,该区10煤层厚度薄,上距7煤层的垂距大于100m,超过作为下保护层开采的最大保护垂距,另一方面,该区10煤层构造复杂,大面积受冲刷,连续性差,无法进行连续开采,开采后存在大量的岩柱,不能完全保护7煤层。

6、5煤层不能作为7煤层上保护层开采,一方面,6、5煤层厚度薄,地质构造复杂,断层多,连续性差;另一方面,6、5煤层作为上保护层开采,投入的物力、财力、人力大,经济效益差,对于具有突出危险性的7煤层来说,不科学,不合理;6煤层距7煤层平均间距仅有7m,距突出煤层7煤太近从而可能威胁保护层工作面安全。

7煤层下距82煤层31m,煤层稳定,根据82、82下、84采区瓦斯治理资料,7煤相对于82煤的突出危险性较弱,7煤作为82煤层的上保护层进行开采积累了一定的经验,7煤开采后对8煤的保护效果较好。所以,86采区选择7煤层作为82煤层的上保护层进行优先开采。

3 顶板岩巷网格穿层钻孔辅以机巷顺层钻孔抽采方案的提出

7煤瓦斯治理方案在参照86采区地质勘探资料,结合相邻82、Ⅱ82及84采区区域瓦斯治理方案,先后提出了以下三中方案:

方案一:底板岩巷网格穿层钻孔抽采瓦斯治理方案。7煤距8煤平均间距只有31m,86采区地质构造复杂,断层较多,在7、8煤之间布置岩巷,施工的过程中有可能多次揭穿突出煤层,威胁岩巷掘进工作面施工安全。如果在8煤底板布置岩巷,对7煤进行打钻解突,钻孔必须穿过8煤,由于8煤较软,存在塌孔现象,也无法下套管,用8煤底板巷对7煤打钻预抽瓦斯无法实现。所以,底板岩巷网格穿层钻孔解突7煤无法实现。

方案二:顺层钻孔抽采递进掩护瓦斯治理方案。7煤煤层较软,煤层顺层孔施工深度在我矿一直末获得突破性进展,根据82、Ⅱ82及84采区7煤顺层钻孔施工经验,在7煤施工卸压排放钻孔深度只能达到40m左右,采用顺层钻孔解突施工机巷,由于工作面倾斜长度为150m左右,如果用该方案进行解突,工作面内部需要施工2~3条腰巷,须增加巷道工程量,也给工作面回采期间管理带来较大的困难。所以本采区不采用该解突方案。

方案三:顶板岩巷网格穿层钻孔抽采辅以机巷顺层钻孔瓦斯治理方案。7煤上距6煤7米、52煤46m左右,顶板上12m处存在31m厚的沙泥岩层,具备顶板岩巷施工条件,在顶板抽放巷底板施工网格钻孔对7煤机巷、风巷、切眼及工作面内部进行预抽,我矿设备、人员等施工技术力量可以满足要求。该方案为了减少抽放钻孔的工程量,在工作面机巷解突施工后,从机巷向工作面内施工顺层钻孔,用以解突工作面下部40m范围内煤层。

4 顶板抽放巷设计

考虑工作面回采前在机巷沿煤层施工40深的顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯,为减少顶板抽放钻孔的工程量及保障抽放巷的围岩稳定性,7煤顶板抽放巷沿工作面走向布置在距7煤层顶板法距15m、风巷向下40m处。根据北京科技大学试验和测试结果,确定86采区7煤的抽放半径为3m,所以,顶板抽放网格穿层钻孔终孔位置间距为6m。在地质构造变化区域或卸压不充分的区域增补孔。

5 煤层区域瓦斯治理方案

在7煤层顶板按区段施工顶板抽放巷2条,施工至距切眼平距15m处用岩巷贯通,形成通风系统。在顶板抽放巷内施工抽放钻孔,对机巷、风巷、切眼进行解突(突出危险区内非首采工作面沿空掘进的风巷不需要解突);工作面的机巷、风巷、切眼进行区域解突施工后,工作面面内上部采取网格钻孔预抽煤层瓦斯;在工作面下部,从机巷向工作面内部施工40米深的顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。

突出危险区域煤层掘进实行岩巷预抽掩护,岩巷超前100m,预抽时间4个月;回采区域采用顶板网格穿层钻孔辅以顺层预抽煤层区域瓦斯,预抽时间6个月。

6 煤層区域防突措施效果检验

7煤作为保护层回采前采用预抽煤层瓦斯区域防突措施,以预抽区域的煤层残余瓦斯压力为主要指标进行措施效果检验。其中,在采用残余瓦斯压力指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,以实际的直接测定值为依据。

7 结论

采用顶板网格穿层钻孔辅以顺层钻孔预抽7煤层区域瓦斯防突措施,符合防突规程“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则,消除了突出隐患,夯实了安全基础,为7煤层作为保护层先期安全回采提供了保证。

参考文献

[1] 何健,朵增祥,等.安徽淮北矿业(集团)公司童亭煤矿矿井地质报告.

[2] 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.

[3] 中华人民共和国煤炭工业部.防治煤和瓦斯突出细则[M].北京:煤炭工业出版社,2005.

[4]曹称平.近距离上保护层开采的实践[J].煤炭科学技术,2006,4.

[5]陶伟,王孝有.平煤股份四矿远程保护层开采综合治理技术研究[J].中州煤炭,2010,6.

[6]刘明举,王冕,李波,胡守涛.开采保护层的效果评价研究[J].煤炭科学技术,2011,1.

底板穿层钻孔 篇3

随着矿井采煤工作面向深部采区延伸, 煤层原始瓦斯压力、瓦斯含量逐渐提升, 突出危险性增大, 给煤矿的安全生产带来了前所未有的技术挑战。近年来, 虽然在瓦斯防治方面积累了丰富的经验和教训, 国家也出台了更加严厉的法律法规, 但煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸事故仍时有发生, 给全国乃至全世界敲响了警钟, 如何对突出煤层进行快速安全的消突, 是我们需要研究和解决的首要任务, 也是我们的历史使命。

突出煤层煤巷掘进通常采用在其底抽巷施工穿层钻孔, 预抽条带煤层瓦斯的方式进行消突, 因此, 突出煤层底抽巷穿层钻孔的施工进度直接影响着条带煤层的预抽时间和效果评价日期, 是制约突出煤层煤巷掘进进度及回采工作面投产日期的重大影响因素之一。本文通过对顾北矿12326胶带机顺槽底抽巷穿层钻孔施工情况进行统计和分析, 就如何提高穿层钻孔的施工进度进行探讨, 从而优化底抽巷布置。

1 底抽巷布置类型

突出煤层条带预抽消突方式有单一煤巷消突、两条煤巷集中消突, 一般情况下, 采煤工作面上下顺槽之间留有10m左右的煤柱, 而煤巷消突范围为巷道轮廓线外15m及以上, 故通常采用两条煤巷集中消突的方式, 可以减少大量的人力物力。底抽巷与煤巷在水平面位置分为内错10m~20m、正下方及外错10m~20m, 层间距在10m~30m之间。

2 提高钻孔施工进度的思路

我们就如何提高穿层钻孔施工进度提出如下三点思路:一是, 钻孔设计方面, 要从设计源头出发, 综合考虑已施工钻孔的反演情况及地质资料, 提高钻孔设计的精确性, 从而降低补孔率, 提高施工进度;二是, 在底抽巷布置方面, 尽量把底抽巷布置在待掘煤巷的正下方, 提高钻孔施工倾角, 从而提高钻孔施工的精确性, 层间距控制在15m左右, 降低钻孔总深度, 进而大大提高施工进度;三是, 采用两条煤巷集中消突方式, 可以大大减少钻孔量, 提高钻孔施工进度。

3 顾北矿12326工作面概况及钻孔布置方式

3.1 工作面概况

顾北矿北一 (6-2) 采区具有突出危险性, 经区划, -530m以浅为非突出危险性。12326工作面为该采区首采工作面, 标高-500m~-560m, 煤层倾角3~8°, 平均5°, 该工作面范围内煤层最大原始瓦斯压力为1.2MPa, 最大原始瓦斯含量6.29m3/t, 走向长度1310m, 面长195m。煤层掘进采用底抽巷预抽条带煤层瓦斯掩护掘进, 消突方式为:12326胶带机顺槽底抽巷施工上向穿层钻孔对上部12326胶带机顺槽和12426回风顺槽两条煤巷实行集中消突, 消突长度1270m (另40m处于非突出危险区) , 钻孔布置方式为走向7m×倾向5m, 倾向每排施工11个穿层钻孔。12326胶带机顺槽底抽巷布置在12326胶带机顺槽下方, 平均层间距为15m。

3.2 底抽巷及钻孔布置方式

顾北矿12326胶带机顺槽底抽巷穿层钻孔分三个块段施工, 分别为:

第一块段是0~800m, 该段底抽巷为内错12326胶带机顺槽10m布置, 由于底抽巷迎头正在掘进, 为了不影响迎头进尺, 在底抽巷右帮每隔25m施工一个钻场, 在钻场内施工穿层钻孔 (如图1所示) 。设计钻孔量34681m, 平均每个钻孔深度27.8m。

第二块段是800~1150m, 该段底抽巷为内错12326胶带机顺槽10m布置, 此时12326工作面底抽巷已贯通, 故在巷道内施工穿层钻孔, 底抽巷距12326胶带机顺槽与12426回风顺槽中点18m (如图2所示) 。设计钻孔量18205m, 平均每个钻孔深度33.1m。

第三块段是1150~1270m, 在巷道内施工穿层钻孔, 底抽巷处于12326胶带机顺槽与12426回风顺槽中部 (如图3所示) 。设计钻孔量5105m, 平均每个钻孔深度27.3m。

4 钻孔施工情况及结论

4.1 各块段施工进度情况如下

第一块段:消突长度800m (共114排) , 一台钻机施工需要570天, 即每排钻孔 (11个) 需要5天。

第二块段:消突长度350m (50排) , 一台钻机施工需要200天, 即每排钻孔需要4天。

第三块段:消突长度120m (17排) , 一台钻机施工需要60天, 即每排钻孔需要3.5天。

从以上统计可以看出, 优化底抽巷位置后, 可以提高钻孔施工进度30%。

4.2 各块段补孔率如下

第一块段:设计钻孔数1279个, 实际施工孔数1407个, 补孔率10%。

第二块段:设计钻孔数550个, 实际施工孔数592个, 补孔率7.6%。

第三块段:设计钻孔数187个, 实际施工孔数192个, 补孔率2.7%。

从以上统计可以看出, 优化底抽巷位置后, 可以降低钻孔补孔率7.3%, 大大节约了成本。按每条底抽巷设计钻孔量5万米, 钻孔费用300元/米计算, 可节约成本100万元以上。

5 结论

综合以上实际数据的分析, 我们可以得出以下结论:

5.1在底抽巷位置确定的情况下, 穿层钻孔在巷道内施工要比在钻场内施工进度快20% (第一块段与第二块段相比) 。主要原因是钻场内空间有限, 如果布置的钻孔过多, 那么钻孔的开孔位置便无法达到最佳, 从而影响到钻孔施工的准确性。

5.2在巷道内施工穿层钻孔时, 底抽巷位置距煤巷中心越近, 施工进度越快, 如第三块段比第二块段施工进度快12.5%、比第一块段进度快30%。其主要原因为底抽巷位置距煤巷中心越近, 最远的钻孔倾角越大 (倾角越大, 准确性越高) , 总的钻孔长度越短, 施工进度也越快。

5.3在底抽巷位置确定的情况下, 穿层钻孔在巷道内施工要比在钻场内施工精确度, 如第二块段比第一块段补孔率低2.4%。 (理由同1)

5.4在巷道内施工穿层钻孔时, 底抽巷位置距煤巷中心越近, 施工精确度越高, 如第三块段比第二块段施工补孔率低4.9%、比第一块段补孔率低7.3%。事实证明, 钻孔倾角小于20°且深度超过40m时, 由于钻杆在掘进过程中的偏离, 会大大降低钻孔精确度, 上述补孔90%以上都是如此。

底板穿层钻孔 篇4

关键词:瓦斯抽放,底板岩巷,合理位置

1 工程背景

69104 工作面所属矿井为煤与瓦斯突出矿井, 主采9#煤层, 根据煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性报告显示, 9#煤层在埋深207.22m水平以上不具有突出危险性, 而69104 运输巷所在9#煤层埋深在210~290m, 在埋深207.22m以下, 因此69104 运输巷掘进前, 必须采取区域综合防突措施[1,2]。

69104 工作面运输巷在开口位置至掘进66m段, 采用顶板穿层钻孔预抽煤巷瓦斯的区域防突措施, 尽管取得一定效果, 但顶板穿层钻孔在施工过程中由于向下打钻, 钻孔内排粉和排水困难, 严重影响掘进速度, 无法满足进度要求。为此, 提出在运输巷下方布置底板岩石抽放巷利用穿层钻孔预抽煤巷周围瓦斯, 掩护运输巷安全掘进, 而底板抽放巷与运输巷的空间相对位置是决定保护效果以及经济性的重要因素[3]。因此, 文章以69104工作面背景, 展开底抽巷与运输巷空间相对位置的研究。

2 运输巷与底抽巷相对位置

2.1 理论分析

在上部煤层回采活动影响下, 底板抽放巷的受力状况和围岩变形有很大的差别。按照巷道和上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系, 巷道的位置可归纳为以下三种情况[1,2,3]:

(1) 布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板应力降低区内, 巷道整个服务期间内不受采动影响。

(2) 布置在保护煤柱下部。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响。保护煤柱形成后, 一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时, 底抽巷可以避开采动影响, 处于原岩应力场内。

(3) 布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后, 位于已稳定的采空区下部应力降低区内。工作面跨越开采时可引起围岩强烈变形, 然后又趋向稳定, 底抽巷服务期间维护状况较好。

根据地质报告揭露, 9#煤层下方10m左右有一层煤线标志层, 为此, 选取底抽巷位于煤层底板下方10m处, 即底抽巷顶板距离9#煤层底板的垂直距离为10m。固定底抽巷与煤层顶板的距离, 研究垂直距离不变情况下, 底抽巷与运输平巷水平距离的变化对底抽巷维护以及抽采效果的影响[4,5,6]。

2.2 位移及应力分析

根据上述的方案, 分别建立FLAC3D数值计算模型, 模型中底抽巷均保持与工作面运输巷垂直距离10m, 而水平距离分别为0m、5m、10m进行研究, 模型示意图如下图1所示。

模型中均在底抽巷上选取两个观测断面, 在断面的顶底板以及两帮布置观测线, 研究运输巷掘进过程中底抽巷围岩变形及应力变化情况, 记录自掘进工作面距离观测断面30m至掘进工作面推过观测断面50范围内, 底抽巷围岩变形情况, 得出如下结论:

巷道平距分别为0m和5m时, 底抽巷受采动影响, 平距为0m时底抽巷破坏严重, 平距为5m时, 底抽巷在经过一定程度的维修后不影响使用功能。平距为0m时, 巷道变形量最大, 煤巷掘进时顶板下沉量为174mm, 底板鼓起量为115mm, 上帮移近量为82mm, 下帮移近量为78mm。平距为5m时, 巷道变形量较大, 煤巷掘进时顶板下沉量为116mm, 底板鼓起量为98mm, 上帮移近量为74mm, 下帮移近量为71mm。巷道平距分别为10m时, 虽然底抽巷受采动影响小, 巷道变形小, 成巷状况好, 但是对于掩护运输巷掘进来说, 钻孔长度增加, 施工难度大, 经济效益不高。为此, 选择运输巷与底抽巷平距为5m作为合理间距, 来设计穿层钻孔, 见图2所示。

2.3 底抽巷位置及钻孔设计

根据前面分析设计69104 运输巷底板瓦斯抽放巷断面形状为矩形, 高2.5m, 宽2.5m, 断面积6.25m2。支护方式采用锚杆、锚网、锚索联合支护。沿69104运输巷底板瓦斯抽放巷掘进方向, 每隔4m施工一组穿层抽放钻孔, 钻孔施工到9#煤层顶板为止。瓦斯抽放半径为2m, 每组钻孔数为11 个, 在9#煤层倾斜范围内所控制宽度为40m。施工完的钻孔要进行封孔, 封孔深度不小于5m, 且抽放负压不小于13KPa。钻孔设计见图3 所示, 参数见表1。

3 工程应用效果检验

在突出危险性区域中掘进煤巷可采用钻孔瓦斯涌出初速度法, R值指标法和钻屑指标法及其他经验证有效的方法预测煤巷工作面的突出危险性[4,5,6]。本次以钻孔瓦斯涌出初速度q值法预测突出危险性, 它是根据煤巷掘进工作面钻孔中单位时间内涌出瓦斯的最大流量q以及钻孔每钻进1m测定的最大钻屑量s值, 与临界值作比较, 从而检验防突效果。

采用上述底抽巷穿层钻孔预抽后, 在运输巷掘进工作面靠近巷道两帮0.5m各打一个平行于巷道掘进方向, 直径42mm, 深3.5m预测钻孔;钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S, 并在暂停掘进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q, 测定结果见下表2。

根据本煤层试验考察确定突出危险性指标q、s的临界值分别为5L/min、6kg/m。根据实测的q值和s值数据, 均小于二者的临界值, 且钻进过程中无喷孔等异常现象, 因此判定穿层钻孔预抽措施有效, 消除了运输巷掘进工作面的突出危险, 保证了运输巷掘进安全。

4 结论

文章通过理论分析和数值模拟的方法, 对比分析了运输巷与底抽巷不同空间位置时, 底抽巷的变形破坏特征, 得出了底抽巷位于运输巷下方垂距10m且与运输巷内错平距为5m时, 底抽巷变形破坏有限, 有利于底抽巷的维护, 在此基础了设计了底抽巷穿层钻孔。通过工程应用与效果验证, 表明了该种底抽巷穿层钻孔有效地消除了煤巷掘进的突出危险性, 保证了煤巷工作面的安全掘进, 为本矿及相邻矿井突出煤层巷道掘进提供了参考和依据。

参考文献

[1]王海东, 景立平, 曹宇, 等.顶底板抽采巷在高突工作面瓦斯治理中的应用[J].煤矿安全, 2012, 43 (6) :96-98.

[2]卢波.314底抽巷布置层位方案探讨[J].山东煤炭科技, 2014, (10) :22-23, 25.

[3]杨国和, 柏建彪, 李磊, 等.底抽巷合理位置及围岩支护技术研究[J].能源技术与管理, 2011, (6) :34-36.

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[5]张帆.高瓦斯矿井煤巷掘进防突技术实践[J].能源技术与管理, 2012 (2) :71-72.

底板穿层钻孔 篇5

大众矿矿区位于安阳市西北30 km, 1974年建井, 1978年投产, 井田面积约16.0434km2。矿井设计生产能力30万t, 2009年核定生产能力42万t, 矿井截止2009年12月底保有储量10 657万t, 可采储量为3 684万t。

2 矿井瓦斯基本情况

大众矿建井以来共发生过8次突出, 最大突出煤量320 t, 煤与瓦斯突出已成为制约矿井建设和可持续发展的重要瓶颈。2009年矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井, 相对瓦斯涌出量11.61 m3/t, 绝对瓦斯涌出量9.92 m3/min。瓦斯含量14.4~16.8 m3/t, 平均含量为15.6 m3/t, 瓦斯压力1.40 MPa, 透气性系数0.02~0.035 m2/ (MPa2.d) , 瓦斯解析指标K1值0.35 m L/ (min 0.5·g) , 坚固性系数平均值0.279, 瓦斯放散初速度平均值△P=2.58 kPa, 煤样的吸附常数a=33.21 m3/t, b=1.30 MPa-1, 煤的孔隙率平均值为5.443%。

3 底板岩巷穿层钻孔和水力冲孔消突技术试验

3.1 底板岩巷穿层钻孔和水力冲孔试验地点

11采区底板岩巷穿层钻孔如图1所示, 即沿上、下顺槽及切眼设计位置内错20 m、距煤层底板垂距不少于15 m提前掘底板岩巷, 沿底板抽放巷掘进方向每隔25 m布置一个钻场, 每个钻场布置8排、5列共40个孔径为90 mm的钻孔, 正前排间距为0.5 m, 顶部排间距为0.8 m, 钻孔终孔位置控制到预掘进煤巷上、下帮轮廓线外各15 m, 沿该煤巷掘进方向前后25 m, 终孔位置均进入煤层顶板0.5 m, 从底板岩巷钻场打穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。

水力冲孔试验地点在11011下底板巷1号钻场, 在1号钻场内施工了9个试验钻孔, 如图2和表1所示, 其底板岩巷位于采区轨道下山上部车场南部, 距轨道下山绞车房22 m, 方位角180°, 距煤层底板法线距离为15~20 m, 距11011下顺槽水平距离为20 m, 标高为-241~-238 m。

3.2 水力冲孔工艺流程和操作系统

水力冲孔系统主要由钻机、水枪、高压水泵、水车, 以及乳化液泵、水箱、压力表、防喷装置、喷头, 以及连接装置的水管、高压胶管、专用的电气控制装置等组成。

水力冲孔工艺流程和安全措施[1,2]: (1) 提前焊好喷嘴。将喷嘴焊在钻杆上做成割刀, 装在杆最前方。 (2) 冲孔时至少应有4人施工, 1人操作高压水阀及换杆, 1人负责用管钳转动钻杆进行装杆, 1人负责清煤, 1人观察孔口情况。 (3) 岩孔钻杆内用静压水, 钻杆接头用棉纱封闭严密、拧紧。 (4) 冲至见煤位置时, 去掉钻杆上的静压水管, 换成高压水管, 打开高压注水泵缓慢升高压力, 输送高压水。 (5) 打开钻场外高压控制阀门向钻孔供水, 水压一般为20 MPa。 (6) 打第1根钻杆时, 应缓慢推进并保持较长时间 (约30 min) , 直至钻孔排水顺畅, 水色较清, 无明显煤 (岩) 粉冲出时, 再装下一杆。 (7) 装杆时, 首先关闭高压水阀门, 接着打开卸压阀, 待钻杆内水压完全卸载之后, 用棉纱封闭钻杆接头间隙后接杆并拧紧。 (8) 冲孔过程中, 以保持水流正常为准。若发现钻孔不出水, 立即停止推进, 撤回钻杆, 并来回推进, 待水流正常时再缓慢冲孔。

3.3 穿层钻孔、水力冲孔及其消突机理

水力冲孔是使用带高压水的钻头, 在具有自喷能力的煤层中打钻孔;高压水经钻杆、钻头旋转喷射, 通过钻头的切割力和高压水力冲刷煤体, 释放突出潜能以减少和消除突出危险性的措施。

如图3所示, 从11011工作面底板岩巷钻场向预抽煤巷方向施工穿层钻孔, 终孔位置进入煤层顶板0.5 m;在钻具过煤段开始用高压水通过钻头形成射流, 高压水经钻杆、特制的钻头旋转喷射, 对煤层进行切割;煤体在高压水射流作用下, 产生压、张、剪应力, 使煤体形成大量裂隙, 水进入裂隙并迫使裂隙增大;钻孔周围煤体便会向钻孔轴向方向激烈位移, 造成钻孔周围煤体变形和钻孔附近煤层顶底板相向位移, 煤体中破碎的煤以及瓦斯在高压水的作用下, 被挤压出钻孔, 煤体内逐渐形成大的孔洞, 促使煤体应力降低。煤体卸压增高煤层透气性, 从而提高抽放效果、孔洞扩大增大钻孔控制范围, 降低钻孔附近煤层瓦斯含量, 达到有效阻碍煤与瓦斯突出发生的预期效果。

3.4 穿层钻孔水力冲孔消突技术效果分析

检验水力冲孔的效果包括:冲孔前后钻场内瓦斯浓度和流量的变化、冲孔时冲出的煤量多少。水力冲孔冲出的煤越多, 钻孔内瓦斯释放空间越大, 在煤层中的控制范围就越大, 而钻场内涌出和抽出的瓦斯就会越多[3]。

这次共冲7个孔 (设计9个孔, 其中2个孔遇到地质构造带未成功) , 冲出煤量8.4 t, 平均每孔1.2 t, 经计算累计冲孔体积6.0 m3, 平均每孔体积0.86 m3, 相当于通过水力冲孔把孔径为75 mm的钻孔扩成了1 200 mm的洞, 如表2所示。

水力冲孔前后瓦斯浓度和流量的变化如表3所示, 冲孔前瓦斯浓度为0.8%~9.8%, 平均5.9%, 冲孔后瓦斯浓度为9.0%~15.0%, 平均12.0%。1~9号孔平均抽放浓度比冲孔前的7.8%增至冲孔后的12.0%, 增加了1.54倍。

冲孔前单孔纯流量为0.000 66~0.0079m3/min, 平均为0.004 8 m3/min, 冲孔后的单孔纯流量为0.010~0.018 m3/min, 平均为0.014 m3/min。1~9号孔平均单孔纯流量由冲孔前的0.004 8 m3/min增至冲孔后的0.014 m3/min, 增加到2.9倍。

4 结语

试验结果和研究数据分析可见, 水力冲孔通过冲出一定量的煤炭和排放部分瓦斯, 使煤体的应力降低, 周围煤体得到不同程度的卸压, 从而使煤体的透气性系数提高, 增大了瓦斯的自然排放量和抽采量。通过穿层钻孔和水力冲孔相结合, 能够提高钻孔的使用效果, 缩短煤体原始瓦斯抽采时间, 适合本公司煤层条件并有推广意义的区域消突措施。

摘要:介绍了底板岩巷穿层钻孔和水力冲孔消突技术的施工设计、试验研究内容和水力冲孔消突技术的效果, 提出了水力冲孔的施工要领、水力冲孔及其消突机理, 研究表明, 采用底板岩巷穿层钻孔与水力冲孔区域消突措施, 可有效的消除突出应力, 大幅度的增加煤层的透气性, 保障了工作面的安全高效回采。

关键词:底板岩巷,水力冲孔,区域消突,透气性

参考文献

[1]刘明举, 孔留安, 郝富昌, 等.水力冲孔及在严重突出煤层中的应用[J].煤炭学报, 2005, 30 (4) :451-454

[2]孔留安, 郝富昌, 刘明举, 等.水力冲孔快速掘进技术[J].煤矿安全, 2005, 36 (12) :46-47

穿层钻孔水力冲孔技术及实践 篇6

白坪煤业公司以底板抽放巷为载体, 以施工穿层水力增透钻孔为手段, 合理设计水力增透钻孔和抽采钻孔的布孔方式, 完善封孔工艺, 对泄煤率、煤层透气性、瓦斯预抽率、残余瓦斯含量等指标进行综合考核, 达到了区域消突的效果。

1 试验区域概况

白坪井田位于河南省登封煤田西部, 东与新登井田相邻, 西与新新井田接壤, 井田东西走向长约14 km, 南北倾斜宽2~4 km, 面积约30 km2。矿井设计生产能力1.8 Mt/a, 服务年限51.2 a, 为煤与瓦斯突出矿井。矿井采用主斜井、副立井两个水平上下山开拓, 矿井通风方式为抽出式。井田整体为向北倾斜的单斜构造, 构造形迹以正断层为主。矿井主采二1煤层, 该煤层属于全层构造煤, 煤厚变化幅度大, 厚为0~26.79 m, 全井田平均煤厚5.30 m, 勘探期间测定的瓦斯含量0.80~16.86 m3/t。目前矿井主要采用顺层钻孔、穿层钻孔预抽煤层瓦斯措施来消除煤与瓦斯突出危险性。

试验区域13101工作面为走向长壁布置, 走向长555 m, 倾斜长120 m, 面积66 600 m2, 该面平均煤厚5.1 m, 可采储量为40.7万t。该工作面总体上为一单斜构造, 地质条件简单—中等, 实测临近13101工作面煤层瓦斯压力为0.76 MPa, 原始煤层瓦斯含量为9.18 m3/t, 超过了公司规定的瓦斯含量临界值7 m3/t, 根据2011年《白坪煤业公司矿井二1煤层瓦斯地质图》的区域划分, 该工作面局部位于突出危险区, 目前该工作面按照突出危险工作面进行管理。为了实现该工作面安全、高效掘进, 在13101胶带运输巷和轨道运输巷布置底板岩石抽放巷, 采取水力冲孔消突措施以消除煤层突出危险性。

2 水力冲孔消突机理

煤与瓦斯突出是地应力、高压瓦斯和煤的物理力学性质3个主要因素综合作用的结果。煤层和围岩中存在弹性潜能和瓦斯的膨胀能, 当瓦斯能和地应力潜能大于煤体的破坏功和移动功时, 就有可能发生煤与瓦斯突出[2]。水力冲孔措施就是在煤层底板岩巷施工穿层钻孔, 在岩柱的掩护下, 依靠高压水冲击煤巷掘进方向的煤体, 冲出煤体、形成孔洞, 使孔洞周围的煤体得到充分卸压, 增加煤层裂隙, 同时根据有效的布孔方式将多个钻孔冲孔形成的裂隙连通, 实现孔群增透, 再辅助瓦斯抽采, 进而大幅度释放煤层和围岩中的弹性潜能和瓦斯的膨胀能, 消除煤与瓦斯突出危险性[3,4,5]。

采用水力冲孔措施进行消突, 具有两方面的优势: (1) 在钻孔周边冲出大量煤体, 形成大直径的孔洞, 裂隙增加, 释放瓦斯, 致使煤体卸压, 增加煤层透气性, 有利于瓦斯抽采; (2) 湿润煤体, 增加煤体可塑性, 降低煤体弹性势能, 有利于消除煤体内部的应力集中。此外, 水力冲孔作业在国内很多矿井均已开展, 施工相对安全、可靠。

3 水力冲孔消突施工技术及工艺

3.1 钻孔布置

针对13101上底抽巷试验区, 水力冲孔实施钻孔布置如下: (1) 在底板抽放巷每40 m布置1个钻场, 钻场规格为4.5 m (深) ×5.0 m (宽) ×3.0 m (高) ; (2) 白坪煤业公司水力冲孔影响半径6~10 m, 根据煤厚、控制范围等情况设计钻孔个数, 措施孔 (水力冲孔钻孔) 与瓦斯抽采孔配合施工 (图1) , 终孔间距定为9 m; (3) 措施孔钻头直径≥133 mm, 瓦斯抽采孔钻头直径≥94 mm, 要求钻头穿过煤层且进入煤层顶板不小于500 mm; (4) 13101工作面煤层属于缓倾斜煤层, 要求钻孔控制被掩护煤巷轮廓线两侧各15 m, 钻场前后各20 m; (5) 钻孔施工顺序:抽采孔→封孔→联网抽放→措施孔→多轮次水力冲孔→孔口封堵。

3.2 抽采钻孔封孔工艺

抽采钻孔使用Ø94 mm钻头在岩层水力排粉, 遇煤采用风力排粉, 直至进入煤层顶板至少0.5 m, 然后退杆封孔。具体封孔工艺技术如下: (1) 采用双抗管 (壁厚不小于3.6 mm, 抗压强度不小于1.2MPa) 、花管、镀锌管、堵头、聚氨酯、浴巾, 配合水泥浆联合封孔; (2) 抽采钻孔煤孔段全部为花管, 注浆封孔至煤岩交界处, 穿过岩石破碎带或含水层的钻孔采用定点封孔技术实现带压注浆封堵裂隙; (3) 采用专用容器配制水泥浆, 水与水泥的比例为1∶1, 注浆压力不小于1 MPa, 坡度小于+15°的钻孔1 h内进行二次补液, 防止钻孔空腔, 坡度大于+15°抽放钻孔进行多次注浆; (4) 封孔过程中采用返浆管, 返浆管起到保证封孔段内注满水泥浆, 待有水泥浆由返浆管流出时, 将返浆管封堵住, 继续往钻孔内注浆, 起到带压注浆作用, 使岩层裂隙得到有效充填。穿层钻孔封孔如图2所示。

3.3 水力冲孔施工要求及工艺

(1) 水力冲孔要求。大坡度钻孔 (≥30°) 采用低水压、大流量方式冲孔, 控制钻孔单孔泄煤量;平孔及小坡度钻孔 (<30°) 采用高水压、小流量方式冲孔或者延长冲孔时间, 提高单孔泄煤量。煤孔段每米泄煤量不低于1 m3, 块段总泄煤量不小于块段煤炭地质储量的10‰, 冲孔水压10~25 MPa。

(2) 冲孔工艺。水力冲孔系统由乳化液泵、钻机、钻具、防喷孔装置等构成。白坪矿施工钻孔直径≥133 mm, 选用额定压力31.5 MPa、额定流量315L/min乳化液泵。具体施工工艺:开孔时采用152mm钻头至少扩孔2 m后安装防喷孔装置 (图3) , 以防止冲孔期间瓦斯超限。

正常施工过程中使用Ø133 mm钻头水力排粉, 钻进至见煤点后改水换风穿过煤层, 进入煤层顶板至少0.5 m处退杆, 更换冲孔专用钻头 (Ø75 mm) 推进至煤岩结合向里1 m处 (预留1 m煤柱, 防止煤岩交接处冲出孔洞) , 由外向里进行水力冲孔。

4 水力冲孔效果考察

4.1 考察区域

试验地点选在13101胶带运输巷底板抽放巷3号钻场, 该钻场上覆煤层煤厚约5 m, 煤层原始瓦斯含量7.43 m3/t, 设计36个钻孔 (18个措施孔, 18个抽采孔) , 钻场内钻孔控制被掩护煤巷轮廓线两侧各15 m, 钻场前后各20 m, 煤视密度1.38 t/m3。

4.2 考察指标

(1) 泄煤量。通过对18个措施孔进行水力冲孔增透卸压, 共泄煤299 t, 该钻场钻孔控制范围内总煤量为9 660 t, 泄煤率达到了31‰;同时18个措施孔共施工煤孔段112 m, 平均每米煤孔段泄煤2.67 t, 完全达到“煤孔段每米泄煤量不低于1 m3, 块段总泄煤量不小于块段煤炭地质储量的10‰”, 以及“石门全断面冲出的总煤量 (t) 数值不得小于煤层厚度 (m) 乘以20”[6]的要求。

(2) 煤层透气性。水力冲孔前该区段煤层透气性为0.004 2 m2/ (MPa2·d) , 执行水力增透措施后煤层透气性系数达到0.032 8 m2/ (MPa2·d) , 煤层透气性系数增大了近8倍, 使钻孔控制区段煤层由“较难抽放”转变为“可以抽放”, 为瓦斯高效抽采提供了保障。

(3) 瓦斯预抽率。水力增透钻孔施工前对抽采钻孔进行施工、封孔、注浆、联网抽放, 水力增透钻孔施工后继续抽放3个月, 共抽出瓦斯纯量22 364m3, 同时该钻场钻孔控制区域瓦斯储量为71 773 m3 (纯量54 547 m3) , 因此该区段瓦斯预抽率达41%。

(4) 残余瓦斯含量。为进一步验证瓦斯抽采效果, 在该区段煤层较厚、钻孔间距较大、预抽时间较短的位置布置了3个残余瓦斯含量测试点, 经测定该区段最高残余瓦斯含量为4.38 m3/t, 远低于公司规定的瓦斯含量临界值7 m3/t。

5 结论

(1) 水力冲孔措施工艺简单、施工安全、效果突出, 是区域瓦斯治理的一个有效手段。

(2) 采用水力冲孔措施可使煤层充分卸压, 根据有效的增透半径布置钻孔, 将多个钻孔冲孔形成的裂隙联通起来, 实现孔群增透, 并辅助抽采钻孔进行高效抽放。

(3) 形成了一套行之有效的冲孔工艺, 使冲孔效果考察各项指标如泄煤率、煤层透气性系数、瓦斯预抽率, 均得到全面提高, 最终使区域措施效果检验指标残余瓦斯含量由7.43 m3/t降至4.38 m3/t, 保障了被掩护煤巷的安全、高效掘进。

参考文献

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[2]史广山.告成矿21021回采工作面突出危险性预测敏感指标研究[D].焦作:河南理工大学, 2009.

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[5]魏建平.水力冲孔消突有效影响半径测定及钻孔参数优化[J].煤炭科学技术, 2010 (5) :39-42.

底抽巷穿层钻孔的反演方法 篇7

由于底抽巷穿层钻孔分布在不同的方位, 想把所有的钻孔全部投影在同一个方位上, 一般分为三步。现在以设计一个孔为例来说明反演方法。设计1# 孔, 孔深Lm, 方位角为 α, 倾角为 β, 见煤岩情况为L1 ~ L2、L3 ~ L4 为煤, 其余为岩石, 要把1# 孔投影到方位角为 γ 的剖面上。

1.1 沿钻孔方位将钻孔投影在对应平面

第一步就是沿着钻孔施工方位将钻孔见煤情况投影在平面上。首先是将1# 以施工情况画到图纸上, 然后投影在对应的平面上, 1# 孔见煤位置投影在平面上为1-1# 孔, 钻孔长度为Lcosβ, 见煤岩为L1cosβ ~ L2cosβ、 L3cosβ ~ L4cosβ 为煤, 其他为岩。

1.2 将1-1# 孔数据投影到方位角为 γ 的平面上

第二步就是将1-1# 孔数据投影到方位角为 γ 的平面上, 两个方位的夹角为 е=γ-α, 1-1# 孔见煤位置投影在方位角为 γ 的平面上为1-2# 孔, 钻孔长度为Lcosβcosе, 见煤岩为L1cosβcosе~L2cosβcosе、 L3cosβcosе~L4cosβcosе为煤, 其他为岩。

1.3 将1-2# 孔数据投影到沿方位角为 γ 的剖面上

第三步就是将1-2# 孔数据投影到沿方位角为 γ 的剖面上。根据1# 的倾角以及两个方位的夹角 е, 可以算出1-2# 孔投影在方位角为γ的剖面上的倾角δ=arctan (tanβ/cosе) , 1-2#孔见煤位置投影在方位角为 γ 的平面上为1-3# 孔, 孔长度为Lcosβcosе/cosδ, 见煤岩为L1cosβcosе/cosδ~L2cosβcosе/cosδ、 L3cosβcosе/cosδ~L4cosβcosе/cosδ为煤。1-3孔数据为反演最终数据, 通过反演, 把所有的钻孔的数据全部集中反应在一个地质剖面上, 可以更加直观准确的判断巷道附近煤、岩层及构造的发育情况。

2 实际运用

上述讲明了底抽巷抽采孔的反演方法, 下面就以谢桥煤矿12426底抽巷的实际反演情况为例来看下效果。12426底抽巷设计3052.3m, 巷道施工过程中在巷道两帮共施工了50个钻场, 在每个钻场里面分别设计了一组穿层的泄压孔, 以13#钻场为例, 13#钻场泄压孔钻孔设计平面图如图1所示。

中5#、10#、15#、20#、25# 打钻数据如表1 所示。

根据上述钻孔反演方法, 把5#、10#、15#、20#、25# 反演到垂直钻场方位的剖面上效果如下图2 所示。

3 总结

通过对穿层孔剖面图上的反演, 可以节约成本, 省去了地质前探孔的设计, 可以把抽采孔、泄压孔等作为地质孔用, 更重要的是可以更直观的分析煤岩层、构造的赋存情况, 分析煤岩层倾角变化, 为上覆煤层的掘进以及回采提供数据。

穿层钻孔抽采消突技术研究与应用 篇8

四水平17层一四区一段为兴安矿四水平首采区, 位于四水平 (-280~-355m标高) F1断层上盘南部区。南北走向长约1600m, 平均倾斜宽约144m, 17-1煤层平均厚度6米、17-2煤层平均厚度5米, 本区煤炭储量为355万吨。该煤层上覆11号煤层三水平均已采完, 层间距北小南大, 约80~200m。该煤层下伏18号煤层, 尚未开采, 层间距南小北大, 约30~60m。经测算17层煤层瓦斯含量为10.12 m3/t, 四水平南17层一四区一段地质储量160万吨, 本区瓦斯储量为1619万m3。四水平南17层一四区一段标高 (-280-355) 位于兴安矿始突-310m标高以下, 具有突出危险性。兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力。经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力, 经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性, 兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力, 经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性。

2 区域消突方案和作法

在四水平南17层1-4区一段总机道内由设计停采线向设计切眼方向向四水平南17层1-4区一段煤机道两侧施工预抽穿层钻孔, 共施工抽放钻场13个, 预抽钻孔462个, 钻孔落点控制在一段机道上帮轮廓线以外20m, 下帮轮廓线以外5-75m, 钻孔长度40-120m, 钻孔角度8-38度。条带中空白区域未覆盖钻孔的, 因其测试瓦斯初始压力时均低于0.5Mpa, 所以没有进行瓦斯抽放, 直接进入区域效果验证。预抽范围见整体分布详细图如图1。在机道、切眼和轨道施工完毕后, 施工顺层钻孔沿回采工作面机道由设计切眼向设计停采线方向平行切眼布置。钻孔间距10m, 钻孔水平落点轨道往下20m。钻孔长度80m, 钻孔角度35度。预抽瓦斯钻孔及抽放瓦斯工程量:施工钻孔量:46764米/462个, 2007年7月至2010年8月三年累计抽放瓦斯409.2万米3, 预抽放瓦斯占本区瓦斯总量的25.2%, 达到了预抽煤层瓦斯实现消突效果。

3 局部消突和石门安全揭煤

3.1 石门揭煤工作面。

⑴石门概况:本区设计走向长度840米, 开拓布置方式采取南部边界上山、中部轨道上山、一段总轨道、一段总机道岩巷, 其中总机道布置4个机道石门走向反上, 石门间距170-250米、总轨道布置3个轨道石门走向反上, 石门间距300米。⑵石门揭煤工作面突出危险性预测:石门揭煤工作面的突出危险性预测选用综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法。在机道石门施工30米停工施工抽放硐室, 倾斜反上在石门钻场按前进平行方向打钻施工探煤钻孔, 若是走向反上则在石门钻场按煤层走向方向施工探煤钻孔, 作为测定煤层原始瓦斯压力和措施效果检验孔。⑶防突措施:每个石门布置施工至少33个钻孔, 钻孔呈扇形布置, 同一方位布置3个钻孔 (上、中、下) , 钻孔间距0.5m, 钻孔落点煤层顶板, 钻孔落点水平间距5m, 终孔孔底水平间距15m, 钻孔长度55-200m。钻孔施工完毕后全部配孔抽放, 抽放直到测压孔压力表读数小于突出危险性临界值0.74 Mpa方可采取局部防突措施安全揭煤, 预抽瓦斯在揭穿煤层之前应当保持抽采状态。⑷工作面防突措施效果检验:石门防治突出措施执行后, 采取钻屑指标方法检验措施效果, 即测定钻屑瓦斯解吸指标△h2或残余瓦斯压力P。检验孔数为5个, 分别位于石门的上部、中部、下部和两侧, 终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。经措施效果检验有效后, 方可采取安全措施施工。

3.2 采煤工作面突出危险性预测。

采煤工作面突出危险性预测使用煤巷掘进工作面的煤钻屑解吸指标突出预测方法, 沿采煤工作面每隔10m-15m布置一个预测钻孔, 孔深根据工作面条件选定, 一般为5m-10m。当预测为无突出危险工作面时, 每预测循环应留2m预测超前距。

3.3 工作面防突措施。

采用超前排放钻孔和浅孔抽放瓦斯作为采煤工作面的防突措施时, 钻孔直径一般为75~120mm, 钻孔在控制范围内应均匀布置, 在煤层的软分层中可适当增加钻孔数;超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定。

3.4 采煤工作面防突效果检验。

采煤工作面防突措施效果检验用采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。沿采煤工作面每隔10~15m布置一个检验钻孔, 深度小于或等于防突措施钻孔。如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值, 且未发现其它异常情况, 则措施有效;否则, 判定为措施无效。

3.5 安全防护措施。

井巷揭穿17煤层或在煤层中进行采掘作业时, 都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离爆破、反向风门、避难峒室、压风自救系统和隔离式自救器等安全防护措施。

4 区域消突检验及区域验证

消突检验:在四水平南17层一段总机道向机道施工穿层钻孔进行效果检验, 共布置六组21个钻孔, 每隔50m布置一个检验孔。钻孔呈扇形布置, 钻孔落点控制在一段机道上帮轮廓线、下帮轮廓线以外各15m范围以内, 钻孔长度30-60m, 钻孔角度15-38度。顺层钻孔在设计机道内, 由设计切眼向设计停采线方向沿走向每隔50m范围内施工一个检验孔, 钻孔平行切眼布置, 钻孔落点煤层中, 钻孔长度20-60m, 钻孔角度35度。区域验证:在工作面进入该区域时, 进行至少两次区域验证;工作面每推进50m至少进行两次区域验证;在构造破坏带连续进行区域验证;钻孔每施工1.0米测定钻屑量指标S一次, 每间隔2.0米即2.0米、4.0米、6.0米、8.0米深度采集煤屑样本。当连续进行两次突出危险性验证, 各指标都小于临界值即△h2<200Pa, S<6kg/m时, 工作面预测为无突出危险工作面。正常采掘作业时, 每掘进25m进行两次突出危险性验证 (验证方法如上) 。

5 结论

对-290标高以下机道石门揭煤, 进行局部消突措施后, 实现安全揭煤;通过打测压钻孔, 对煤层残余瓦斯压力测定, 压力均小于0.74Mpa以下;采取钻屑解吸指标法进行突出危险性测定, 本区域实现消突。综上述兴安矿四水平17层一四区一段实现区域和局部消突。

摘要:通过对兴安矿一290标高以下17层 (突出煤层) 中部区一段首采区, 进行煤与瓦斯突出危险性预测, 对17层煤层打穿层钻孔进行“四位一体”消突, 形成工作面生产系统。

关键词:煤与瓦斯突出,穿层钻孔,预抽,效果检验,消突

参考文献

[1]张振普.煤矿安全生产管理与技术[M].北京:中国矿业大学出版社, 2008, 5.

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