顶板钻孔（共7篇）
顶板钻孔 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。
顶板钻孔 篇2
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
顶板钻孔 篇3
长期以来, 瓦斯灾害一直影响着煤矿的安全生产, 尤其在高瓦斯矿井, 瓦斯治理不仅成本高而且常常因为不能及时与原煤生产工作相衔接制约着煤矿的生产[1]。如何实现煤与瓦斯的安全高效回采, 既能提高经济效益又能保护环境, 是煤矿从业人员一直奋斗的目标[2]。大孔径顶板钻孔抽采技术有效地采空区瓦斯流场, 减弱了采空区瓦斯涌出强度, 具有抽采瓦斯浓度高, 抽采系统运行费用低, 综合治理效果好, 且经济效益显著等优势[3,4]。
1 试验工作面概况
潘三矿1311 (3) 工作面西一采区首采工作面煤层为11-2煤层, 上覆煤层为11-3煤层, 厚度为0.6m, 两煤层间距约为0.8m。11-2煤层倾向长度为253m, 走向长度为2150m, 倾角为0~6°, 可采煤厚平均约为3.2m, 平均瓦斯含量约为5.62~6.64m3/min。工作面采用倾斜长壁采煤法, 一次性采全高, 顶板采用全部垮落法管理。该工作面于2007年12月26日投产, 设计日产煤量7272t, 回采期间本煤层的瓦斯涌出量为45.47m3/min, 邻近煤层的瓦斯涌出量为12.02m3/min。工作面采用大孔径顶板走向长钻孔替代高抽巷抽采瓦斯, 工作面正常推进时平均日产8000t。工作面采用“U”型通风, 配风量2750m3/min, 风排瓦斯量15m3/min, 正常情况下顶板走向长钻孔和巷帮高位钻孔共抽采瓦斯22.1m3/min, 采空区埋管瓦斯抽采量为7.5m3/min, 顺层钻孔抽采瓦斯量为0.86m3/min, 抽采率67.0%, 回风流瓦斯抽采浓度0.55%。
2 大孔径长钻孔布置及施工
2.1 高位钻场、钻孔布置
2.1.1 高位钻场布置情况
在1311 (3) 轨道顺槽中, 总共布置了5个高位钻场, 其间距各不相同, 1#高位钻场距开切眼605m位置, 而1#、2#、3#、4#和5#钻场的距离分别为215m、276m、278m和470m如图1所示。1#、2#、3#、4#钻场从轨道顺槽下开窝, 采用29U型棚支护型式, 设计断面为3.2m×3.25m, 穿层钻孔直至11-3煤层顶板。5#高位钻场从1311 (3) 轨顺联巷开窝, 采用锚喷支护型式, 设计断面8.0m×3.25m, 长10m, 施工至11-2煤层顶板垂高12m后施工平巷。
2.1.2 大孔径长钻孔的布置
5#高位钻场起初设计为9个钻孔, 为优化抽采效果实际施工11个钻孔, 布置成扇形分布, 终孔至11-2煤层顶板25~35m位置处, 各钻孔与轨道顺槽水平投影的距离0~60m不等, 设计孔深500~520m, 开孔径133mm, 扩孔孔径为φ153mm、φ193mm, 其中选择7#全程扩孔至φ193mm钻孔压茬距大于40m。
2.2 钻孔成孔情况
5#高位钻场共施工完成11个钻孔, 开孔孔径为113mm或133mm, 扩孔孔径为133mm或153mm, 扩孔深度134mm~542mm, 孔内全程下φ108mm钢质花套管护孔。封孔材料为聚氨脂, 护孔套管采用4寸花管, 封孔套管采用5寸铁管, 封孔管为直径125mm, 封孔长度10m, 每个孔下φ108mm的花套管均在200m以上。
3 5#钻场抽采效果分析
抽采管路为:孔口φ150mm抽采管→φ420mm汇流管→φ426mm三通→轨道顺槽φ450mm PE管→φ630mm抽采干管→地面泵站 (2BEF72-300型抽采泵) 。5#高位钻场在连接支管上安装孔板流量计进行考察, 考察的单孔最大瓦斯抽采量3m3/min, 目前钻场抽采负压40k Pa, 抽采瓦斯混合量51.5m3/min, 瓦斯抽采浓度为50.6%, 瓦斯抽采的纯流量26.2m3/min。
4 效果分析
与传统的高抽巷抽采瓦斯的施工量大、成本高、时间长相比, 顶板走向钻孔在能保证瓦斯治理效果的基础之上, 同时又能兼顾成本低、高效率、高效益的特点。因此, 在矿井瓦斯治理中得到了广泛的应用。
4.1 瓦斯治理效果
(1) 瓦斯抽采量大、抽采率高。1311 (3) 工作面总抽采瓦斯量为34.46m3/min, 抽采率达到75.8%。5#钻场瓦斯抽采量为26.2m3/min, 抽采率达57.4%。
(2) 安全、日煤产量高。工作面采用顶板走向钻孔后, 平均日产原煤8000t, 保产能力可达10000t/日, 且期间从未发生瓦斯超限。
(3) 具有可行性。鉴于1311 (3) 工作面绝对涌出量小于50m3/min, 采用大孔径顶板走向长钻孔替代高抽巷治理瓦斯是可行的。
4.2 效率比较
高抽巷与煤巷掘进同期施工, 由于施工量大, 用时需要13个月, 比工作面贯通晚4个月。而采用大孔径顶板走向钻孔技术后, 用时大大缩短, 2个月内可完成钻场和钻孔的作业, 同时, 由于钻场施工简便, 即可与采煤平行施工, 有可分段单独施工, 生产效率得到进一步提高。
5 结论
大孔径顶板走向钻孔可有效地节省掘进巷道的时间和降低工人的劳动强度, 降低煤炭的生产成本, 提高了煤矿的经济效益, 同时可以保证矿井的瓦斯抽放量, 使煤矿瓦斯变废为宝, 实现了煤与瓦斯的高效安全回采, 为进行瓦斯的综合利用创造了条件。
随着钻具的不断优化和钻进工艺的不断创新, 大孔径长钻孔治理瓦斯的方法更加体现其优越性, 这次5#高位钻场的11个抽采孔主要有以下几个特点:
1) 抽采最大化
(1) 大孔径扩孔。在5#高位钻场的11个钻孔中有7个φ133mm和4个φ153mm全程扩孔, 并且试验了一个φ193mm扩孔, 扩孔长度为320m。
(2) 大孔径封孔抽采。封孔管全部使用5寸铁管, 孔口用6寸软管连接到φ426mm汇流管, 再由φ426mm干管直接进钻场。
(3) 高负压抽采。钻场抽采负压达到40k Pa, 瓦斯抽采混合流量51.5m3/min, 抽采浓度50.4%, 瓦斯抽采纯流量26.2m3/min。
2) 钻场布置合理化
(1) 考虑到长钻孔尽可能不穿过大断层, 因此在1311 (3) 工作面轨道顺槽300~500m之间, 合理的布置了5个高位钻场。
(2) 为方便施工, 考虑到长钻孔尽可能是2~5°的上山孔。因此将钻场均布置在11-2煤层顶板5~15m处。
(3) 为使开钻方便和钻孔布置均匀, 钻场采用15m×5m×3m, 以确保ZDY-10000S钻机能够正常的工作。
参考文献
[1]陈健, 张宏钧, 范伟.大孔径长钻孔瓦斯抽放技术与装备的应用[J].煤矿安全, 2004, 35 (4) :12-15.
[2]赵耀江, 谢生荣, 温百根, 郭海东, 袁胜军.高瓦斯煤层群顶板大孔径千米钻孔抽采技术[J].煤炭学报, 2009, 34 (6) :797-801.
顶板钻孔 篇4
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.
顶板钻孔 篇5
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。
顶板钻孔 篇6
神华集团乌达五虎山矿业有限责任公司位于内蒙古自治区乌达煤田南翼, 2006年核定生产能力为1.8 Mt/a。矿井储量为3 027.54万t。目前开采9#、10#和12#煤层, 采煤方法为走向长壁后退式采煤法, 全部垮落法控制顶板。
该矿为高瓦斯矿井, 绝对瓦斯涌出量为41.64 m3/min, 相对瓦斯涌出量为12.91 m3/t。通风方式为中央并列抽出式, 由主、副斜井和反斜井进风, 9#、12#煤层斜井回风。
1201综采工作面是该矿12#煤层盘区北翼第一个工作面。12#煤层平均厚度为4.2 m, 煤层倾角6°～8°, 煤质种类为焦煤。开采标高为+1 020～+1 070 m, 走向长1 352 m, 切眼向南630 m范围内倾斜长度为180 m, 剩余722 m倾斜长度为145 m。工作面回采率为95%, 直接顶为0.8～1.9 m厚的黏土岩及12上煤, 老顶为13.5 m厚的黏土岩;直接底为1.4 m厚的黏土岩。
1 瓦斯灾害情况
1201综采工作面于2009年1月开始生产, 生产初期实际供风量为1 950 m3/min, 风排绝对瓦斯量为4.29 m3/min。1月19日, 在工作面初次老顶来压期间, 导致上隅角瓦斯浓度接近超限, 达到0.96%, 回风流瓦斯浓度在1月28日接近超限, 达到0.95%[1]。2009年1月份1201工作面上隅角及回风瓦斯浓度变化见图1—2, 2月份上隅角瓦斯浓度变化见图3。
由图1—3可知, 在1201工作面回采初期, 尤其是在工作面来压后, 工作面回风流瓦斯浓度逐渐升高, 曾达到0.95%, 而上隅角瓦斯浓度在2月份出现了多次超限情况, 2月15日最高达1.76%。因为该工作面瓦斯灾害严重, 工作面推进缓慢, 2009年1—3月推进度分别为35.0, 26.2, 33.8 m, 严重制约矿井高产高效, 并导致4月份工作面停产。
2 瓦斯来源
五虎山煤矿是典型的煤层群赋存的矿井, 在开采12#煤层的1201工作面时, 除本煤层瓦斯涌出外, 还因受1201工作面采动影响, 在12#煤层的顶、底板的一定范围内形成大量的裂隙, 见图4, 此裂隙给上覆9#、10#煤层以及下伏的13#上、13#和15#煤层的卸压瓦斯涌到1201回采工作面提供了通道和空间, 随着1201工作面推进, 就会有12#煤层的上、下邻近煤层大量卸压瓦斯涌向该工作面及其采空区, 给该工作面的瓦斯涌出治理带来难度, 易在工作面的上隅角形成积聚, 造成瓦斯超限[2]。
3 采空区瓦斯流场规律
对于1201工作面, 12#煤层开采后, 由于围岩的移动和地应力的重新分布, 在地层中形成了大量的裂隙, 使开采层顶底板附近煤层中的瓦斯大量涌入开采空间, 见图5。
瓦斯在采空区、工作面或断裂带内向上运动, 其造成原因有:①瓦斯密度比周围气体介质的密度小, 产生一种上浮力;②裂隙通道或漏风通道两端有风压能量差, 具有使瓦斯沿通道流动的能力。具备以上条件之一, 瓦斯即上浮, 而对于倾斜上行通风的工作面, 上述两个条件共存, 采空区内瓦斯通常按图6所示方向流动。
对于1201综采工作面, 其上覆9#、10#煤层以及下伏的13#上、13#和15#煤层的大量卸压瓦斯按图5的流动规律进入本工作面的采空区, 然后这些瓦斯连同采空区遗煤涌出瓦斯按图6的流动规律缓慢上浮到采空区瓦斯积聚区。该工作面上隅角瓦斯浓度多次超限是邻近层卸压瓦斯涌到采空区的瓦斯积聚区, 然后经漏入采空区的微弱风流带入回采工作面, 在回采工作面与回风巷交界处形成一片高浓度瓦斯积聚的区域 (上隅角瓦斯积聚区域) 的结果。
4 瓦斯治理技术方案
目前, 国内外治理回采工作面上隅角瓦斯浓度超限有埋管抽放、倾向顶板钻孔抽放、风障、增大风量、顶板走向钻孔等方法。经现场摸索, 该矿最终选用顶板走向高位钻孔治理上隅角瓦斯, 其原理是将顶板走向高位抽放钻孔布置在“O”型圈裂隙区内, 见图7, 顶板裂隙区中的瓦斯在抽放负压的作用下流入钻孔, 将瓦斯积聚区的瓦斯抽出, 使涌入回采工作面上隅角的瓦斯量减少, 以解决上隅角瓦斯问题。
按照相关理论, 1201综采工作面顶板高位钻孔终孔位置布置在顶板断裂带内, 强化对上覆的9#和10#煤层卸压瓦斯进行抽放, 其钻孔布置及参数见图8。
在1201综采工作面回风巷内距工作面60 m处施工1#钻场, 2#钻场向后退距1#钻场40 m, 3#钻场与2#钻场距离为40 m, 以此类推, 并且钻孔参数与2#钻场钻孔参数一样, 前后钻场同标号高位钻孔重叠部分为50 m。每个钻场布置9个瓦斯抽放钻孔, 在垂直方向上:1#、2#、3#钻孔终孔位置布置在10#煤层底板, 统一称为下分层钻孔;4#、5#、6#钻孔终孔位置布置在10#煤层顶板, 统一称为中分层钻孔;7#、8#、9#钻孔终孔位置布置在9#煤层顶板不小于1 m处, 统一称为上分层钻孔。在水平方向上:每个钻场的1#、4#、7#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下10 m, 2#、5#、8#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下35 m, 3#、6#、9#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下60 m。
每个钻孔开孔直径113 mm, 深度6 m, 终孔直径不小于75 mm, 封孔深度6 m。
5 瓦斯治理效果考察
在采取顶板高位钻孔后, 五虎山煤矿1201综采工作面未出现上隅角瓦斯浓度超限现象, 并使该工作面月推进度增加到约80 m, 是两个钻场的间距。选择1个月内的整体瓦斯抽放数据, 能较好地分析顶板走向高位钻孔抽放效果。在负压平均9 kPa情况下, 1201综采工作面顶板走向高位钻孔30 d内整体瓦斯抽放情况统计见图9。
由图9可知, 1201综采工作面顶板走向高位钻孔抽放瓦斯浓度基本保持在10%左右, 其抽放混合流量保持在60 m3/min, 换算成标准状况下的纯瓦斯流量为5 m3/min左右。
1201综采工作面瓦斯涌出量计算所得约为9.70 m3/min, 在采取本煤层预抽, 加上风排纯瓦斯约3.5 m3/min后, 再利用顶板走向高位钻孔抽放5 m3/min左右的纯瓦斯, 能够解决该工作面采空区卸压瓦斯涌出以及上隅角瓦斯浓度超限问题, 瓦斯治理效果总体良好, 达到预期目标, 工作面顺利回采。
6 结语
1) 根据“O”型圈理论和工作面采空区瓦斯流场规律可知, 五虎山煤矿1201综采工作面上隅角瓦斯浓度多次超限是邻近层卸压瓦斯涌到采空区的瓦斯积聚区, 然后经漏入采空区的微弱风流带入回采工作面, 在回采工作面与回风巷交界处形成一片高浓度瓦斯积聚的区域 (上隅角瓦斯积聚区域) 的结果。
2) 1201综采工作面在采取本煤层预抽, 加上风排纯瓦斯约3.5 m3/min后, 再利用顶板走向高位钻孔抽放5 m3/min左右的纯瓦斯, 能够解决瓦斯涌出以及上隅角瓦斯浓度超限问题, 瓦斯治理效果总体良好, 使工作面顺利回采, 工作面月推进度达到约80 m水平。
摘要：顶板走向高位钻孔瓦斯治理技术能较好地治理工作面上覆煤层和采空区瓦斯。对顶板走向高位钻孔瓦斯治理技术在五虎山煤矿1201工作面的应用进行了总结分析, 可为类似地质条件的工作面瓦斯治理提供参考。
关键词：高位钻孔,瓦斯抽放,应用效果
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.煤矿安全规程[S].北京:煤炭工业出版社, 2010.
[2]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.
顶板钻孔 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) .