瓦斯抽放钻孔破坏分析

2024-09-29

瓦斯抽放钻孔破坏分析(精选8篇)

瓦斯抽放钻孔破坏分析 篇1

近年来, 我国许多煤矿的采深不断增加, 深部煤层的透气性系数逐渐降低[1,2], 这在一定程度上增大了瓦斯抽放的难度, 再加上生产接替紧张, 预抽钻孔的布置往往比较盲目, 钻孔间距不合理, 增加了瓦斯抽放工程的投入和生产成本。因此, 准确测试钻孔的抽放影响半径对预防煤矿瓦斯事故和矿井的瓦斯治理具有重要的指导意义。目前, 测试钻孔抽放影响半径常用钻孔瓦斯流量法[3,4]、钻孔瓦斯压降法[5,6]、气体示踪法[7]和计算机数值模拟法[8]等。由于试验在本煤层进行, 无法准确测试煤层瓦斯压力, 且由瓦斯流量随时间衰减规律可知, 随着抽采时间的增加, 孔口开放状态下的瓦斯流量逐渐衰减至测定仪器无法测试, 因此采用钻孔瓦斯浓度法进行测试试验。

1 测试区域选择

为了保证此次测试结果的准确性和科学性, 测试区域必须满足下述条件: (1) 选择没有施工过瓦斯抽放钻孔的煤层; (2) 最好选择便于施工穿层钻孔的岩层完整区域, 若不满足此条件, 则需选择新暴露的煤壁完整区域; (3) 各抽放钻孔的终孔位置与煤层暴露点之间的最小距离≥10 m; (4) 在测试过程中, 测试区域内的煤层未受到采掘活动的影响; (5) 接入抽放系统后能够独立且方便测试瓦斯抽放数据。为此, 试验地点选择平煤股份一矿丁6-32010胶带运输巷, 测定地点位于胶带运输巷片盘口以里约40 m处的上帮, 此处煤层整体较完好, 无片帮、离层现象且煤层厚度没有明显变化, 符合上述条件要求。

2 瓦斯浓度法测试原理

采用钻孔抽放煤层瓦斯过程中, 依据煤层瓦斯流动理论可以得出, 受抽放动力 (包括钻孔内抽放负压以及煤层瓦斯压力) 的影响, 抽放钻孔周围煤层内的瓦斯不断被抽进抽放管路内, 于是就形成了以钻孔为轴心的近似圆形的瓦斯抽放影响圈, 该抽放影响圈的半径为钻孔的抽放影响半径[9,10,11], 当抽放动力小于深部煤体的瓦斯向钻孔运移的阻力时, 该影响圈便不会扩大[12]。

当在抽放钻孔一定距离施工若干观测钻孔后, 观测钻孔孔口处于开放状态, 当巷道内的大气压力高于观测孔内的气压时, 就会有空气被压入钻孔, 如果该钻孔能够受到抽放效果的影响, 就会降低受抽放影响煤层内的瓦斯含量, 从而造成钻孔内一定孔深处的瓦斯浓度下降, 且有一定的规律性。即受抽放影响的观测钻孔内瓦斯浓度的变化趋势和抽放钻孔的瓦斯浓度变化趋势相似, 而未受到抽放钻孔影响的测量钻孔则处于自然释放状态。

3 测试方案

(1) 按照图1, 垂直煤壁施工4个42 mm、长10 m的测量钻孔 (钻孔编号为1#—4#) , 要求钻孔相互平行, 其中, 1#和2#孔、3#和4#孔间距均为1.0 m, 4#孔施工过程中, 在8 m处测定煤层瓦斯含量作为该试验区域的煤层初始瓦斯含量。

(2) 各测量钻孔施工完毕后, 立即对各钻孔采用聚氨酯和毛巾卷缠法, 用12.7 mm的PVC塑料管 (做集气孔) 对钻孔进行封孔, 聚氨酯封孔段在5.0~5.5 m范围, 封孔段里留0.5 m测量室。

(3) 钻孔密封后, 每间隔5 min测试1次测量钻孔的瓦斯流量和瓦斯浓度, 其目的是考察各个测量孔在无抽放钻孔影响条件下的瓦斯流量、瓦斯浓度。

(4) 在距2#测量孔2.5 m、距3#测量孔2.0 m处施工1个平行于测量孔的抽放钻孔, 孔径89 mm, 长度为25 m。在钻孔施工过程中, 详细记录异常现象, 测试各测量钻孔瓦斯流量和瓦斯浓度的变化, 其目的是考察在施工抽放钻孔的过程中测量孔内瓦斯浓度、瓦斯流量的变化趋势。

(5) 抽放钻孔施工完毕后, 每隔5 min测试1次各测量钻孔的瓦斯流量和瓦斯浓度, 连续测量10次, 其目的是考察抽放钻孔施工完毕后各个测量孔内瓦斯流量和瓦斯浓度的变化。

(6) 测试结束后, 立即对抽放钻孔进行密封, 密封长度应不大于测量孔且不小于4 m;密封好后, 将该孔连接到抽放管路上抽放。

(7) 从抽放孔开始抽放时即对测量孔的瓦斯流量、瓦斯浓度进行测定, 连续测量10 d, 其目的是考察抽放钻孔在抽放过程中各个测量孔内瓦斯流量、瓦斯浓度的变化。

(8) 根据上述测试结果, 分别绘制1#—4#测量钻孔的瓦斯浓度和瓦斯流量随抽放时间的变化曲线。

(9) 所有测试钻孔必须与抽放钻孔平行, 且垂直于煤壁, 与煤层的顶板平行。

4 结果分析

(1) 受试验地点煤层赋存和钻机、钻具操作水平限制, 钻孔施工完毕后, 1#、2#、3#、4#测量钻孔距抽放钻孔的实际距离分别为3.56, 2.60, 2.04, 2.94 m (钻孔成型后的实际轴向间距测量值) , 而4#钻孔在封孔过程中封孔失败, 用聚氨酯将4#孔全部封实, 钻孔之间未发生穿孔和交叉钻孔等现象, 测试结果仍准确可靠。

根据测试结果, 绘制各测量孔瓦斯浓度随抽放时间的变化曲线 (图2) 。从图2中可以看出, 抽放钻孔初始瓦斯浓度为28%, 抽放19 d后, 稳定在6%;1#测量钻孔初始排放浓度为100%, 21 d后降低至78%;2#测量钻孔初始排放浓度为100%, 21 d后降低至40%;3#测量钻孔初始排放浓度为100%, 21 d后降低至36%。因为抽放初期, 各测量孔附近瓦斯压力较高, 瓦斯含量较大, 外界大气压力很难将空气压入到钻孔内, 故各测量孔的初始瓦斯浓度达到100%;根据菲克扩散定律和达西渗流定律, 在煤层瓦斯压力和瓦斯浓度梯度的作用下, 各测量孔附近的瓦斯有一部分通过测量孔从煤层中排出, 在抽放钻孔抽放负压的作用下, 各测量孔附近的瓦斯部分被抽放钻孔抽走, 故随着抽放时间的增加, 各测量孔的瓦斯浓度逐渐下降。

(2) 受采面生产交替的影响, 测定抽放时间未达到设计要求。通过本次测定过程中各测量孔内的瓦斯浓度变化可以看出, 2#、3#钻孔瓦斯浓度变化趋势相似, 抽放21 d后, 2个钻孔的瓦斯浓度基本相等, 均在40%左右;1#钻孔瓦斯浓度变化不明显, 抽放21 d后瓦斯体积分数仍为78%左右, 与2#和3#号孔的瓦斯浓度相差很大。据此可以初步认定:在测试的21 d时间内, 2#、3#钻孔受抽放钻孔抽放影响较大 (下降幅度≥60%) , 而1#钻孔受抽放钻孔抽放影响较小 (下降幅度为22%) 。

研究表明, 抽放影响半径的变化符合r=β槡t的变化规律, 其中, r为抽放半径;β为反映煤层瓦斯动力性质的系数;t为瓦斯抽放时间。即抽放钻孔的影响半径随抽放时间变化而变化, 当抽放时间较长时, 抽放影响半径较大;当抽放时间较短时, 抽放影响半径较小。

平煤股份一矿丁6煤层瓦斯抽放半径为:当抽放时间为10~15 d时, 抽放影响半径可达2.0 m;当抽放时间为20~25 d时, 抽放影响半径可达2.6 m。

测试地点的煤层瓦斯含量如下:采样深度为845 m, 气体组分抽放前CH4为88.68%, N2为11.32%;抽放后CH4为78.17%, N2为21.83%。通过对比分析, 抽放前瓦斯含量为2.45 m3/t, 抽放后测试区域内的瓦斯含量为1.81 m3/t, 下降幅度达到26.1%。通过对丁6-32010胶带运输巷抽放钻孔的实际测试, 井田范围内丁6煤层89 mm钻孔的瓦斯抽放影响半径为2.6 m。

5 结语

通过采用钻孔瓦斯浓度法测试测量钻孔内的瓦斯浓度, 经过对比分析, 得出平煤股份一矿丁6煤层89 mm的抽放钻孔瓦斯抽放影响半径为2.6 m。在生产接替紧张的情况下, 可适当减小钻孔间距, 合理布置抽放钻孔, 实现工作面高产高效。此外, 钻孔直径不同, 其抽放影响半径也不尽相同, 可根据需要, 采用钻孔瓦斯浓度法测试不同直径钻孔的抽放影响半径。

参考文献

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[10]王安虎, 翟培杰.压力指标法与瓦斯流量法测定有效抽放半径的分析[J].中州煤炭, 2013 (2) :4-6.

[11]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

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瓦斯抽放钻孔破坏分析 篇2

抽防区 刘矿生 前言

影响矿井瓦斯抽放效果的因素是多方面的,其中抽放钻孔的封孔质量也是重要因素之一。我矿进行瓦斯抽放时,在2 号煤层的8255工作面对抽放钻孔采用大家普遍认同的聚胺脂进行封孔,结果有20 %左右的抽放钻孔由于顶板压力作用使钻孔内的聚胺脂压裂,导致钻孔出现不同程度的漏气,降低了抽放钻孔的负压,抽放效率仅为15 %~19 %。随着矿井生产规模的扩大和采掘向深部发展,矿井瓦斯涌出量逐年升高,如何解决高负压抽放条件下的钻孔漏气问题,提高抽放效率,成为当前瓦斯抽放技术的一道难题。通过对8255工作面的抽放工艺和原始资料分析总结,我们认为,在钻孔封孔方法上应采取措施加以改进。传统封孔方法的做法和缺陷

抽放钻孔封孔最常用的方法是使用聚胺脂进行封孔。该方法使用2种化学药液,按一定比例进行配比,将配好的药液均匀涂抹在麻袋上,涂抹的同时迅速把麻袋缠绕在封孔器上,再把封孔器送入抽放钻孔孔口内,此时依靠聚胺脂发生化学反应而膨胀,从而达到钻孔封孔的目的。使用聚胺脂封孔的过程中,我们发现存在以下缺点: a1 药液配比必须适中,一旦配比不适中,将不能实现封孔目的,导致材料的浪费。

b1 药液发生膨胀需要一定时间,一般在15min以上 ,且孔口有残留膨胀物。

c1 钻孔封孔长度有限,一般封孔器的长度仅为3 m ,封孔段仅为800 mm~1 000 mm。实践证明,封孔段距离应不小于5 m。由于不能实现长距离封孔,导致钻孔抽放负压较低,最大只能达到9.3 kPa~10.9 kPa。改进方法和效果

为了提高瓦斯抽放效果,一般矿井普遍采用“高负压”的抽放方式,而井下采用聚胺脂封孔,抽放率低,不能很好的降低工作面的瓦斯,实现不了“本质安全”。经过几年来现场实践的摸索及理论研究,特别是在8459工作面的抽放实践,我们对抽放钻孔封孔采用了“聚胺脂加水泥浆”的方法。该方法的实质是将抽放钻孔的封孔段用水泥浆代替聚胺脂,聚胺脂不是封孔段的主要材料,仅作为水泥浆的辅助材料;封孔器的长度由原来的3 m 加长为6 m(3 m 一节,用管接头联接)。经过跟踪观测,聚胺脂加水泥浆封孔的钻孔负压可达到13.3 kPa~16.0 kPa ,没有出现一例钻孔漏气现象,从而保证了钻孔气密性,可实现高负压抽放。为了进一步提高钻孔的气密性,我们还研究采用了钻孔封孔时两端用聚胺脂封死,中间用水泥浆灌注的方法,如图3 所示。

通过使用聚胺脂加水泥浆封孔,我们认为有以下优点: a1 药液配比要求不是很严格,适合煤矿井下使用,简单易操作,不会导致材料的浪费。

b1 药液发生膨胀需要的时间短, 一般为15min ,8 h 班最少可完成20 个钻孔,可实现快速封孔,且孔口残留膨胀物少。c1 由于钻孔封孔段是水泥浆,故钻孔封孔段能够承受顶板的挤压,不会出现裂缝使得钻孔漏气,可实现高负压抽放, 极大提高了抽放效果。如在8459工作面采用改进后的封孔方法后,矿井抽放纯瓦斯量达到25 m3 / min~35 m3 / min ,矿井抽放率提高到25 %~30 %。上述两项指标明显提高,确保了矿井安全生产,经济效益也极为可观。d1 钻孔封孔采用机械封孔,故钻孔封孔长度较长,可实现长距离封孔,提高了抽放效果。

e1 钻孔封孔段较长,不会出现导通通道,适用于煤矿各类支护巷道的抽放。4 结论

随着矿井规模的不断扩大,为实现煤矿安全生产,对瓦斯管理的要求逐步提高,采用单一的聚胺脂封孔方法不仅不能满足矿井瓦斯抽放的需要,瓦斯抽放率也不易达到《煤矿安全规程》要求,因此,采用聚胺脂加水泥浆的封孔方法,既是瓦斯抽放工艺的改进,也是提高矿井抽放率的前提条件,同时也是矿井安全生产的有力保障。

钻孔风动封孔器的研制与应用 张存江(峰峰集团公司羊东矿,河北 邯郸 056201)摘 要:通过改进钻孔封孔工艺,研制应用了钻孔风动封孔器,提高了封孔效率和封孔质量,提高了瓦斯抽采效果。关键词:钻孔风动封孔器 研制应用

一、概述:

二、问题的提出:

三、钻孔风动封孔器的工作原理:

四、钻孔风动封孔器的研制:

瓦斯抽放钻孔破坏分析 篇3

关键词:瓦斯突出,地应力,瓦斯压力,煤的物理力学性能

1 概述

煤矿地下采掘过程中, 在很短时间内, 从煤 (岩) 壁内部向采掘工作空间突然喷出煤 (岩) 和瓦斯的现象, 人们称为煤 (岩) 与瓦斯突出, 简称瓦斯突出或突出, 是煤矿企业的重大灾害之一。钻孔抽放煤层瓦斯是区域性防突措施和局部防突的主要措施之一[1], 如图1、2所示。钻孔抽放煤层瓦斯减弱直至消除煤层突出危险性的实质在于:向突出煤层内打的一定数量的钻孔造成局部卸压, 排放煤层中的瓦斯, 使其潜能得以释放;同时降低了煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量, 并由此引起了煤的收缩变形, 使地应力下降、煤层透气性增高、地应力和瓦斯压力梯度减小、煤体强度增大。

2 影响煤与瓦斯突出主要因素及其分析

煤与瓦斯突出是煤矿生产中的主要自然灾害之一, 多数学者认为, 造成突出的动力是地应力和瓦斯压力, 而突出的阻力是煤体抵抗破坏的能力[2]。所以, 研究地应力、瓦斯压力和煤的力学性能及瓦斯在矿井中的存在和运移规律是防止煤与瓦斯突出的基础, 而且还是研究煤层瓦斯流动、瓦斯涌出、瓦斯抽放以及防止高瓦斯矿井机械化开采导致瓦斯突出事故等问题的理论基础。

2.1 地应力

地应力是指煤体所受到的地层应力。一般认为, 地应力不仅有大小而且有方向, 其大小和方向主要取决于3个因素: (1) 构造应力:指在地质构造运动中产生的力, 具体又可以分为现代构造应力和残余构造应力, 其大小和方向取决于构造运动力和煤体在地层中所处的位置。 (2) 地层自重应力:一般指的是地层重力造成的应力。地层自重应力的方向是铅锤方向, 数值随深度的增加而增大。 (3) 采动应力:是由于井下采掘工作破坏了原有的应力平衡而造成的附加应力而形成的。应力的大小和方向取决于采掘空间的形成和承载煤体的位置。

一般情况下, 采掘工作面附近煤体中的地应力是上述3种应力的叠加, 其数值可达到几十兆帕;但是当煤体中含有瓦斯时, 因为瓦斯充满在煤体中能使煤体产生膨胀变形, 还会产生附加应力。

2.2 瓦斯压力

瓦斯压力与煤层所受地应力相比, 在数值上可相差几倍到几十倍, 但是由于瓦斯主要是以吸附状态存在于煤体中, 每立方米煤体中所含瓦斯量可达几十立方米。所以, 就煤体中所储存的能量而言, 瓦斯能往往要比应力应变能大几倍到几十倍。一般认为, 在突出过程中, 地应力的主要作用是破碎煤体, 给瓦斯释放创造条件, 而大规模突出的主要动能来源确是瓦斯。研究结果表明:瓦斯压力对煤层的透气性有很大影响, 一般情况下煤层透气性系数随着瓦斯压力的降低而增加。

2.3 煤的物理力学性能

煤的物理力学性能主要包括两个方面:一是指煤体抵抗破碎的力学性能, 即煤的抗压、抗拉、抗剪强度和弹性模量等参数;二是指煤体对瓦斯运动的阻力, 即煤层透气性系数和煤的瓦斯吸附性能——吸附常数a、b或瓦斯含量系数。煤体的力学性能决定了它在地应力和瓦斯压力作用下能否被破坏;而煤体对瓦斯的吸附性能则是反应了煤体含有瓦斯的能力和在暴露煤面附近保存高压瓦斯的能力。在自然条件下, 煤层中煤质的分布往往是不均匀的, 软煤的强度要比硬煤小1到几倍。因此煤与瓦斯突出往往都是从软煤分层发生, 然后波及到其他分层。实验室研究表明, 煤的强度随瓦斯含量的增大而降低。包含瓦斯的软煤分层在地应力的作用下其流变性比较大, 这对于突出的发生与发展具有重要的作用。

3 钻孔抽放瓦斯对突出煤层有关参数的影响

预抽煤层瓦斯能防止煤与瓦斯突出的机理在于消除了突出的主要能源, 降低了应力, 增大了煤的强度和透气系数。钻孔抽放瓦斯对突出煤层有关参数的影响主要表现为以下几个方面。

3.1 瓦斯压力和瓦斯含量的变化

预抽初期, 随着煤层瓦斯被抽出, 瓦斯压力迅速下降, 而煤体的瓦斯含量的下降速度则比较缓慢。瓦斯含量的下降是释放煤体中瓦斯潜能和提高煤体自身强度, 改善煤的物理力学性能的关键。因此, 在采用钻孔抽放煤层瓦斯、防止煤层瓦斯突出时, 只有充分地排放煤体中的瓦斯, 使瓦斯压力和煤体中瓦斯含量大大降低, 有效地释放煤体中的瓦斯潜能, 增强煤体自身的物理力学性能[3]。

3.2 煤层透气性的变化

根据上述分析可知, 随着煤层钻孔抽放瓦斯的进行, 煤层透气性会发生变化, 这种变化一方面是由于瓦斯的排放使煤体发生收缩变形造成的, 另一方面则是瓦斯压力下降造成的。从煤层瓦斯流动理论角度来看, 煤层的原始透气性, 瓦斯在煤层中流动, 符合达西定律, 可以用下面公式表示:

式中Q—钻孔瓦斯流量, m3/d;

λ—煤层透气性系数, m2/ (MPa2·d) ;m—煤层厚度, m;

pp12-p02p—瓦斯压力平方差;R1—有效排放半径, m;

Re—钻孔半径, m。

从中可以看出:煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量成正比, 和瓦斯压力平方差成反比。当煤体透气性增大后, 提高抽放负压, 可以扩大瓦斯排放的范围, 从而使瓦斯流量显著增加[4]。

3.3 煤体发生收缩变形

煤层瓦斯被抽放到一定程度煤体透气性增加的一个重要原因就是煤体发生了收缩变形。煤吸附瓦斯前后分子间距的测定表明:煤在吸附瓦斯前, 平均分子间距为1.03 nm;吸附瓦斯后, 平均分子间距为1.14 nm;排放掉瓦斯后为1.04 nm。这说明煤体吸附瓦斯后将发生膨胀变形, 而排放瓦斯后将发生收缩变形[5]。

4 钻孔抽放瓦斯防止突出的机理

钻孔抽放煤层瓦斯作为最有效的区域性和局部性防突措施, 其主要作用机理是:通过抽放煤层瓦斯, 首先, 可使具有突出危险性的煤层或高瓦斯矿井煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量大幅度降低, 使煤体内的瓦斯潜能得以释放;其次, 由于瓦斯的排放可引起煤的收缩变形, 使煤的收缩应力降低, 煤体透气性增大;再次, 由于煤体应力降低, 可使煤体内的弹性潜能得以释放;此外, 煤体内瓦斯的排放还会增大煤体的机械强度和煤体的稳定性, 使煤与瓦斯突出阻力增大, 可进一步减弱或消除突出危险性。

5 工程实例

1978~1980年中梁山煤矿与中国矿业大学合作, 研究了钻孔预抽煤层瓦斯防止突出的作用机理, 如图3所示。通过对突出危险严重的区域施工上向网格式穿层钻孔预抽煤层瓦斯, 使地应力与弹性能显著降低, 引起煤层收缩变形达2‰以上, 瓦斯压力由2.75 MPa降低至0.8 MPa以下, 煤的坚固性提高1倍多, 透气性系数增高10倍, 这样就大大降低了瓦斯压力梯度, 使严重突出危险区域转化为无突出危险区。

6 结语

研究和学习钻孔抽放瓦斯防止突出机理对突出矿井和高瓦斯矿井瓦斯治理工作效果显著。根据最新出台的《防治煤与瓦斯突出规定》第六条:“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。区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”。要做好这些瓦斯治理工作都离不开施工钻孔抽 (排) 放瓦斯。因此学习和研究钻孔抽放瓦斯防止突出机理, 并用于指导实际瓦斯治理工作意义重大。

参考文献

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[4]AQ1026-2006, 煤矿瓦斯抽采基本指标[s].

瓦斯抽放钻孔破坏分析 篇4

瓦斯在抽采过程中, 瓦斯的渗流与煤体的变形变化是非常复杂的[1];瓦斯抽采技术中包括的理论范围广、学科多, 且研究人员无法深入实践, 研究难度系数大, 迄今尚未形成一个独立、完善的学科体系。煤矿瓦斯防治和抽采技术的理论基础是瓦斯在煤层中的流动与聚积规律, 其涉及到了渗流力学、岩石力学、采矿安全工程等学科, 主要运用到的是渗流力学理论[2]。随着对瓦斯气体在煤层中流动过程的不断研究, 形成了四个瓦斯流动理论:线性瓦斯流动理论、非线性瓦斯流动理论、煤层瓦斯渗流-扩散理论、煤层与瓦斯多物理场耦合理论[3,4,5,6,7]。

我国开采的大部分煤矿是低渗透率的煤层、地质条件复杂。为了获得合理的瓦斯抽采参数, 本文以薛湖煤矿二2煤层为研究对象, 进行了数值模拟[8,9,10,11], 可为矿井瓦斯抽采钻孔优化设计提供重要的理论依据, 在实际生产中也有一定的参考价值。

1 二2煤层瓦斯赋存概况

1.1 瓦斯的组分

本文主要是对二2煤层瓦斯成分分析, 煤层底板-600m以上浅地带, 沼气成分最高占70%, 一般少于20%, 个别点氮气达60%, 二氧化碳20%, 甲烷含量在5m3/t以下, 属瓦斯风化带;-600m以下深地带沼气成分占80%~95%之间, 甲烷含量在5m3/t以上。

1.2 瓦斯含量变化特征

二2煤有25个瓦斯测样 (有3个不合格试样) , 瓦斯含量小于5m3/t的试样3个, (5~10) m3/t的试样11个, (10~15) m3/t的试样6个, 大于15m3/t的试样2个, 平均瓦斯含量为8.67m3/t。

本区二2煤层瓦斯含量变化规律:

1) 随着煤层埋深的加深, 瓦斯含量有明显的加大, 如处在-800m水平以上深度的瓦斯含量达10m3/t以上, 为高瓦斯地带。

2) 处于薛湖向斜轴部, 煤层瓦斯含量较大, 瓦斯含量在15m3/t以上。

3) 煤层厚度大, 瓦斯含量大。

2 多孔介质瓦斯抽采数值模拟的模型建立

针对煤层瓦斯抽采顺层钻孔的合理布置问题, 通过建立顺层钻孔抽采瓦斯的渗流场控制方程和煤层变形场控制方程, 结合钻孔抽采瓦斯的初始及边界条件, 推导出瓦斯渗流的固气耦合数学模型。

2.1 模拟假设条件

1) 假设煤矿中煤层各向同性, 多孔介质的孔隙率及透气系数不受煤层中瓦斯压力变化的影响;

2) 煤层顶底板可看做不透气的岩层;

3) 煤层的瓦斯释放均匀, 不存在异常情况;

4) 瓦斯在多孔介质中的流动考虑为湍流;

5) 瓦斯可视为可压缩气体, 瓦斯在多孔介质中的渗流过程可按等温过程来处理;

6) 瓦斯在煤层中的解析是在瞬间完成的。

2.2 确定模拟方案

2.2.1 煤层瓦斯压力

在煤层压力分别为0.7MPa、0.9MPa、1.5MPa的条件下, 钻孔的瓦斯抽采量变化大小。

2.2.2 煤层渗透率

在煤层渗透率分别为 (1.25×10-16) m2、 (1.25×10-17) m2、 (1.25×10-18) m2的条件下, 钻孔的瓦斯抽采量变化大小。

2.2.3 抽采负压

在钻孔出口压力分别为-10k Pa、-15k Pa、-25k Pa的条件下, 钻孔的瓦斯抽采量变化大小。

2.2.4 钻孔直径

在钻孔直径分别为80mm、100mm、120mm的条件下, 钻孔的瓦斯抽采量变化大小。

2.2.5 抽采时间

在抽采时间为5d、10d、15d、20d、25d的情况下, 钻孔的瓦斯抽采量变化大小。

2.3 运用GAMBIT建立几何模型及网格划分

运用GAMBIT建立模型网格。为了计算的简化, 本文所建立的几何模型为二维平面水平剖面形状, 并且这里仅对一个钻孔抽采渗流规律计算, 具体如图1所示。因为该矿的回采工作面长度为180m, 一个回采工作面煤层两侧巷道是同时施工钻孔进行瓦斯抽放, 而两方钻孔的压茬长度大概在10m左右范围, 现场钻孔的长度一般情况下达到了100m左右, 所以模型里钻孔的长度也取值100m;一般煤层瓦斯抽放半径为钻孔的5~6倍大小, 同时为了尽量减小几何尺寸对计算结果的影响, 模型中煤体的宽度取30m, 并且我们仅对一侧的一个钻孔为例进行计算。通过从模型中抽象出来后, 具体的结构如图2所示。

网格划分了三个区域, 一个是mc-shi, 煤层压实区;一个是mc-liexi, 打钻导致煤层周围有裂隙的区域;一个是gl, 抽采管道的区域。inlet-gl是多孔介质区, 设置为煤层压力outlet-mb是煤壁的出口, 设置为大气压;outlet-gl是抽采管道的出口, 设置为负压;如图1和2所示钻孔瓦斯抽采数值模拟图。

2.4 设定边界条件

在薛湖煤矿中, 研究对象是二2煤层, 其边界条件的设定如下:

1) 钻孔瓦斯抽采入口为多孔介质区, 开始为原始煤层压力, 其压力变化过程满足:

式中, P0为抽采瓦斯前煤层瓦斯压力初始值压力边界。

流量边界:

式中, 珔P (x, y, t) , 珚Q (x, y, t) 分别是初始的压力和流量边界。

2) 钻孔瓦斯抽采出口分为两个。管路抽采出口, 设定为抽采负压 (-15k Pa、-20k Pa、-30k Pa) ;煤壁出口, 设定为大气压力。

3 数值模拟结果分析

3.1 抽采煤层压力的影响

模拟抽采过程中, 设定抽采负压-15k Pa, 钻孔直径100mm, 煤层渗透率 (1.25×10-16) m2;在煤层瓦斯压力分别为0.7MPa、0.9MPa、1.5MPa的情况下, 煤层瓦斯抽采时间与瓦斯抽采流量的关系, 如图3所示。

由图3可得知, 原始煤层压力为0.7MPa时, 抽采10天后, 钻孔瓦斯流量为0.40m3/min;原始煤层压力为0.9MPa时, 抽采同样时间后钻孔瓦斯流量为0.65m3/min, 原始煤层压力为1.5MPa时, 抽采同样长的时间后钻孔瓦斯流量为0.98m3/min。

根据郎格谬尔方程可知, 在其它条件相同的情况下, 煤层瓦斯压力越大, 煤层中的瓦斯含量也就越多, 相应的钻孔抽采量也越大:

式中:Q为给定温度下, 瓦斯压力为P时单位质量固体表面吸附的气体体积, m3/t;a, b为Langmuir吸附常数, a为极限吸附量m3/t, b为吸附常数MPa-1。

因此, 模拟结果与实际理论是相符合的, 原始煤层压力越大, 钻孔的瓦斯抽采量就越大, 而且煤层压力对钻孔瓦斯抽采量的影响十分明显。

3.2 煤层不同渗透率的影响

模拟抽采过程中, 设定抽采负压-15k Pa, 钻孔直径100mm, 煤层瓦斯压力0.9MPa;在煤层瓦煤层渗透率分别为 (1.25×10-16) m2、 (1.25×10-17) m2、 (1.25×10-18) m2的情况下, 煤层瓦斯抽采时间与瓦斯抽采流量的关系, 如图4所示。

从图4中可以看出来, 瓦斯抽放孔附近煤层压力降低较快。煤层渗透率为 (1.25×10-16) m2时, 抽采10天后, 煤层瓦斯流量为0.40m3/min;煤层渗透率为 (1.25×10-17) m2时, 抽采相同时间后, 煤层瓦斯流量为0.31m3/min;煤层渗透率为 (1.25×10-18) m2时, 抽采同样的时间后, 煤层瓦斯流量为0.25m3/min, 它们的抽采量是呈递减的形式。

由此可得, 煤层渗透率对瓦斯抽采量有很大的影响, 渗透率越高瓦斯抽采流量越大, 而且低渗透率的煤层比高渗透率煤层瓦斯流量随抽放时间变化得快。

3.3 钻孔抽采负压的影响

模拟抽采过程中, 设定煤层瓦斯压力0.9MPa, 钻孔直径100mm, 煤层渗透率 (1.25×10-16) m2, 抽采负压分别为-10k Pa、-15k Pa、-25k Pa的情况下, 煤层瓦斯抽采时间与瓦斯抽采流量的关系, 如图5所示。

从图5中可得到, 在抽采相同时间10d后, 在抽采负压越大的情况下, 煤层压力降低越多, 但是这种差别并不太大, 所以抽采负压对瓦斯的抽采量有一定的影响。另外, 根据《煤矿安全规程》2001版第一百九十条规定, 抽放率应大于30%;因此, 煤矿瓦斯抽采的有效性指标定为抽放率大于30%, 根据规定, 当煤层初始压力为0.9MPa, 压力降低30%时, 抽采半径为等压线位置距离钻口中心的距离。

为此, 在保证钻孔封孔质量的基础上, 应该在设备允许的情况下, 通过提高抽采负压来增加瓦斯抽采量。然而抽采瓦斯的实践表明, 由于受钻孔和管路密封性的影响, 提高负压则会增加巷道空气量漏入;另外由于抽瓦斯泵所能达到的负压值有限, 要把负压提到很高是有困难的, 因此, 选择恰当的抽采负压进行高效的瓦斯抽采是很有必要的。

3.4 钻孔直径的影响

模拟抽采过程中, 设定煤层瓦斯压力0.9MPa, 抽采负压为-15k Pa, 煤层渗透率 (1.25×10-16) m2, 钻孔直径分别为80mm、100mm、120mm的情况下, 煤层瓦斯抽采时间与瓦斯抽采流量的关系, 如图6所示。

由图6可得, 钻孔直径在80mm时, 在抽采10d后, 瓦斯的抽采流量为0.35m3/min;钻孔直径在100mm时, 抽采相同的时间, 瓦斯的抽采流量为0.40m3/min;钻孔直径为120mm时, 抽采相同的时间, 瓦斯的抽采流量为0.45m3/min。因此, 分析可知, 在相同条件下, 钻孔直径对瓦斯抽采量影响比较明显, 随着直径的不断增大, 抽采量就会越来越大, 然而钻孔瓦斯直径增长的幅度远比流量增长的幅度大;随着钻孔直径增大, 孔壁煤暴露面同时也增大, 瓦斯涌出量也会增加, 因此在条件允许的情况下, 可采用增大钻孔直径来抽采瓦斯。

3.5 抽采不同时间的影响

模拟抽采过程中, 设定煤层瓦斯压力0.9MPa, 抽采负压为-15k Pa, 煤层渗透率 (1.25×10-16) m2, 钻孔直径为100mm, 抽采时间在5~25d的情况下, 煤层瓦斯抽采时间与瓦斯抽采流量的关系, 如图7所示。

由图7可知, 随着抽采时间的增加, 瓦斯的抽采量不断增加, 即抽采区域不断扩大, 所以, 分析可知抽采时间对瓦斯的抽采量影响特别明显;但是抽采流量是呈现负指数规律而逐渐减小, 然后趋于稳定, 如抽采时间由5d增加到15d时, 瓦斯的抽采流量0.45m3/min到0.37m3/min。

根据实际工程需求, 应尽量缩短抽采时间;为了保证巷道前方煤体瓦斯得到充分地卸压, 消除煤与瓦斯突出危险性, 可以采用对瓦斯抽采几天后, 再进行边抽采边掘进的方法。

4 工业试验和实际应用

初步试验选择在2206回采工作面, 该工作面煤层赋存稳定, 倾角较小, 厚度均匀, 巷道支护良好, 适于钻孔的施工与瓦斯抽放设备布置。综合以上计算仿真结果, 影响煤层瓦斯抽放的几个因素, 认为可以改变的物理量有, 煤层透气性系数、抽放时间、抽放钻孔直径大小、抽放时间以及抽放负压。而煤层瓦斯压力是无法改变的, 抽放负压其实对抽放瓦斯量的影响较小, 并且较低的负压反而影响抽放效果, 这在一些文献中都做以论述, 而且钻孔的直径因为施工的问题, 也受到了极大的限制, 如超过130mm的大钻孔, 施工时容易诱导发生突出事故, 并且大钻孔施工, 难度较大, 钻孔深度也同时受到影响, 基于各个因素进行综合考虑, 现场的实验从这几个参数加以改进, 采用Φ42mm、Φ75mm麻花钻杆和Φ94mm三角界面钻杆, 抽放负压选取-15k Pa, 并采用煤层注水的方式增大煤层透气性系数等手段进行抽放瓦斯。

采用顺层钻孔进行, 钻孔布置图如图8所示。

钻孔设计间距为4m, 每两个抽放孔间隔一个注水孔, 孔深度为 (60~70) m。

从图9的瓦斯抽放量曲线可以看出, 钻孔的直径越大, 单位时间内瓦斯抽放量就越大, 但随着瓦斯不断的抽放, 抽放量呈现出逐渐成下降趋势, 这与煤层的透气性有关系, 直接决定瓦斯的抽放半径, 抽放钻孔越大, 抽放半径就越大, 同样, 大钻孔带来的施工难度和一系列问题, 直接影响了工程应用, 一个Φ75mm麻花钻杆施工钻孔大约为一个班打孔到位, 一个班卸掉钻杆, 一个立即进行封孔。而Φ94mm的钻杆进行施工需要1.5个班施工到位, 另外需要1.5~2个半卸掉钻杆。以上两个直径的钻杆施工, 是在不卡钻、不断钻、不丢钻的理想情况下计算出的工期, 否则施工时间更长, 通过比较, 采用Φ75mm的钻杆要比Φ94mm的钻孔经济的多。为此, 常采用第一种钻孔进行瓦斯的抽放。

煤层采用15MPa的压力注水。抽放钻孔形成后, 先进行抽放, 随即在设计的范围内施工注水钻孔, 钻孔的深度为50m, 封孔长度为10m, 注水时间为每孔30min。煤层注水后, 瓦斯抽放量记录结果如图10所示, 从中可以看出, 煤层注水后, 瓦斯抽放量立即增大, 这是因为煤层的透气性得到了提高, 同时, 煤层注水后, 在水力的驱赶下, 瓦斯得到了大量解吸从而释放出来。

5 结论

1) 煤层瓦斯压力对钻孔的抽采量影响非常明显。在其他条件相同的情况下, 瓦斯压力越大, 煤层瓦斯含量也就越大, 相应的钻孔抽采量也会增加。

2) 可以通过提高瓦斯抽采负压来增加瓦斯抽采量。但是由于受钻孔和管路密封性的影响, 提高负压则会增加巷道空气量漏入;另外抽瓦斯泵所能达到的负压值也是有限的, 要想把负压提到很高是有困难的。根据工程实际和模拟结果表明, 现场采用的钻孔抽采负压常选择15k Pa。

3) 采用三种直径的钻杆进行施工, 随着钻孔的增大, 瓦斯抽采量随即增大, 但是考虑到施工难度和现场的实际情况, 通过工程实践总结, 现场多采用Φ75mm的钻杆进行瓦斯抽放。

高位钻孔瓦斯抽放效果研究 篇5

1 高位钻孔抽放瓦斯原理

高位顶板裂隙钻孔是从采面回风巷向煤层顶板施工钻孔。根据对回采工作面矿山压力规律的研究认为, 煤层随工作面的回采, 在工作面周围将形成一个采动压力场。采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成3个带, 即冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在水平方向形成3个区, 即煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。在采动压力场中形成的裂隙空间, 便形成瓦斯流动的通道。瓦斯钻孔的负压影响并改变部分裂隙内的瓦斯流动方向, 减少采空区内瓦斯通过裂隙向工作面流动 (图1) 。

高位钻孔还实现了超前抽放, 即采面距钻孔还有一段距离时, 就可以抽出高浓度瓦斯。这说明在煤壁支撑区内煤层顶板已经有裂隙作为瓦斯通道, 这部分瓦斯是煤层原始煤体释放的。随着采动影响, 工作面煤壁受压, 形成瓦斯解吸, 解吸的瓦斯通过煤壁和顶板的裂隙流入抽放钻孔。

2 钻孔布置

2.1 系统布置

在2075回风巷铺设双趟Ø225 mm抽放管路, 一趟管路铺设在上隅角采空区内, 针对上隅角瓦斯进行抽放;另一趟抽放管路对高位孔进行抽放。在2075工作面回风巷平均每隔50 m设1个钻场, 钻场规格为4.0 m×3.5 m×3.0 m (宽×深×高) , 要求钻场底比回风巷下帮侧巷底高0.3 m, 并保证钻场底平, 采用锚网、锚索联合支护, 插严背实, 支护牢固, 不得出现漏粉、掉块现象。每个钻场内施工4个顶板倾向钻孔, 呈扇形分布。

(1) 开孔及封孔要求。

开孔直径130 mm, 在钻过开孔煤层并钻进完整、稳定岩石不少于1 m且保证该孔深度不少于3 m后, 采用水泥浆或封孔胶封Ø108 mm套管。用水泥浆封套管时, 选择QB152气动注浆泵灌注水泥浆。套管封孔质量必须符合严密不漏气的要求。封套管后凝固24 h, 安装Ø100 mm法兰盘后, 再钻进施工。

(2) 钻进施工。

先以Ø60 mm无心钻头钻进至40 m孔深, 后以Ø80 mm无心钻头扩孔至孔底。

2.2 钻孔设计参数

在回风巷钻场内向采空区上部打斜交钻孔抽取采空区瓦斯。巷道掘进方位角83°0′37″。在每个钻场内扇形布置4个钻孔, 钻孔的终孔位置选在5煤层底板 (基本底) 。钻孔的开孔点排成直线, 开孔点水平间距0.5 m。钻孔 (以第1个钻场为例) 排列序号由钻场外侧向里侧依次是1#、2#、3#、4#, 1#孔在距回风巷下帮0.5 m处开孔。表1为某个钻场内钻孔的设计参数。

3 钻孔数据分析

(1) 2075工作面平均50 m左右布置1个钻场, 每个钻场布置4个瓦斯抽放钻孔, 其中1个钻孔较深, 钻孔终孔点与回风巷下帮水平距离在65 m以上, 使前后2个钻场能够在水平方向搭接10 m左右, 以防止前1个钻孔因采面回采的关系无法使用, 而后1个钻孔的终孔位置无法达到此时工作面切眼位置, 形成抽放的真空期, 造成工作面的瓦斯浓度超限。其他钻孔终孔点与回风巷下帮水平距离小于65 m, 以保持良好的抽放浓度。高位抽放钻孔数据如图2所示。

从图2可以看出, 2075工作面钻场布置是比较合理、经济的, 钻孔的终孔点与离回风巷下帮的水平距离可分为3个区段:其中部分区段在55~65 m, 大部分钻孔的水平距离在40~55 m, 部分区段在30~40 m。

(2) 通过钻孔与巷道的夹角、钻孔的倾角以及测量的距离, 计算出在该位置钻孔终孔点距对应煤层顶板垂高以及对应位置采高的倍数, 统计数据如图3所示。

通过对瓦斯抽放泵流量进行数据统计分析可知, 在抽放钻孔抽放浓度变化前后, 抽放流量变化不大, 其对抽放效果影响程度可以忽略不计。对2075采面回风巷内有效的高位抽放钻孔数据进行分析, 当钻孔内抽放瓦斯浓度增大时, 测量出该位置与钻孔开口位置的距离。当钻孔的终孔位置距离巷道煤顶线垂高19 m左右时, 开始有部分钻孔瓦斯抽放浓度急剧上升;当距离巷道煤顶线垂高15 m左右时, 大部分钻孔达到良好的抽放效果。按照工作面的实际采高, 瓦斯抽放浓度增大时, 终孔点与对应煤层顶板距离为采高的3~6倍, 在有效的抽放区段之内。

4 结论

对于高产高效矿井而言, 随着矿井生产能力的提高和开采深度的加大, 矿井瓦斯涌出量也随之增加。这不仅限制了矿井的高速发展, 同时也给矿井生产带来较大的安全隐患。通过对2075工作面进行瓦斯抽放, 减少了工作面的风排瓦斯量, 经过实际测量和计算, 工作面的瓦斯抽放率在60%以上, 回风流中瓦斯浓度在0.5%左右, 确保了工作面的安全回采, 提高了采面的生产能力, 同时也为井下职工创造了良好的生产劳动环境, 社会效益显著。

摘要:在煤矿瓦斯治理中, 瓦斯抽放是最有效的手段之一。针对钱家营矿的实际情况, 合理布置高位钻场位置, 通过对瓦斯抽放数据进行分析, 确定因采动影响而形成的“三带”以及最佳的终孔位置, 有效提高了瓦斯抽放效果, 降低了工作面回风流中的瓦斯浓度, 确保了工作面回采期间的安全生产。

利用钻孔抽放采区瓦斯技术与应用 篇6

T2291工作面位于唐山矿12水平铁二区九煤层二采区。工作面西北邻6198南、6197工作面采空区, 东北邻T2195工作面采空区。地面为河北冶金工业局、河北物资供应站仓库、唐山地区百货采购供应站、将军坨仓库等。

该工作面走向长度1062m, 倾斜长度138m, 属8、9合区煤层, 煤层平均厚度10.0m, 平均倾角12°, 平均埋深636m。地质储量185.74万t;可采储量148.59万t。工作面上、下顺槽均沿煤层底板布置, 辅助回风巷与上顺槽内错10m沿煤层顶板布置, 采用综合机械化放顶煤工艺开采, 生产能力6000-7000t/d。

工作面采用“U+L”型全风压通风 (见图1) , 配风量720m3/min。回采期间工作面绝对瓦斯涌出量平均在8~12m3/min左右, 最大达到16m3/min。先后采用采空区埋管抽放、顶板高位钻孔抽放和辅助风道分段封闭抽放等综合抽放治理瓦斯措施, 使工作面回风瓦斯浓度降到0.6~0.8%, 基本能够维持工作面生产。但是工作面上隅角及回风瓦斯浓度仍时有超限, 制约了工作面高产高效水平的发挥和安全正常生产。当时该工作面上方的地面观测钻孔正在施工中, 由于西翼二石门采区、铁二一采区及北翼采区均为高瓦斯区域, 在以前回采过程中瓦斯涌出量都较大, 且上述三个老采空区已经联为一体, 预测采空区内可能赋存大量高浓度瓦斯, 具备抽放利用条件。通过抽放利用, 不仅可以增加民用气源, 而且还可以减少采空区瓦斯向T2291采场空间涌出, 对生产工作面瓦斯治理也有好处。因此, 决定在地质钻孔试验参数测定完毕后, 再往下延伸作为抽放采空区的瓦斯钻孔, 试验探索利用地面钻孔抽放煤层已采区瓦斯技术。

2 钻孔的平面位置

观测钻孔布置在T2291工作面的中部, 沿工作面走向钻孔距开切眼的距离为350m, 沿工作面倾斜方向钻孔与上顺槽的距离是69m, 与下顺槽的距离是69m, 如图2所示。离层观测孔处, 9煤煤层的底板标高是-633m, 煤层顶板标高则为-623m, 地表标高+13, 则该观测孔处9煤层的埋深为636m。

3 钻孔结构

3.1 钻孔施工结构如图3所示。

3.2 钻孔施工顺序

第一步:钻孔开孔采用ф215mm, 直到流沙层底部, 下ф168mm套管, 利用水泥砂浆封固钻孔;第二步:钻孔穿过流沙层之后, 改用ф127mm钻头钻进, 到达地质观测钻孔终孔位置在498m处 (导水裂隙带) 停止钻进, 进行钻孔离层观测、钻孔摄像、导水裂隙带高度测定和冒落带高度观测等任务;第三步:观测完毕之后, 将导水裂隙带以上钻孔下套管, 然后用水泥砂浆封固, 钻孔封固长度根据孔内水压确定, 防止地层水溃入采空区影响安全生产;第四步:改用ф108mm钻头将钻孔延伸到采空区冒落带上部 (-595m) , 以达到抽放瓦斯流量和浓度的最佳匹配, 然后将延伸段下好ф89mm花管, 最后将钻孔口与地面抽放系统连接进行瓦斯抽放利用。

4 钻孔瓦斯观测方法及观测过程

4.1 观测方法

(1) 采用钻孔空口撒白灰的方法, 目测孔内瓦斯压力的大小变化; (2) 采用光学瓦斯检定器测定钻孔空口瓦斯浓度大小; (3) 采用高浓度瓦斯传感器下到钻孔内, 测定不同位置处的瓦斯浓度, 确定瓦斯涌出位置。

4.2 抽放效果及经济效益

2008年1月10日所有工程施工完毕, 进行正式抽放利用, 抽放的浓度为50%, 流量为5m3/min。该钻孔的成功利用, 不仅使当时T2291综放工作面的回风瓦斯浓度下降到0.2%~0.3%, 消除了工作面上隅角瓦斯时有超限的事故隐患, 还增加了气源供给, 为缓解2008年春节供气紧张的局面起到了至关重要的作用。

从抽放利用4个多月的实际观测结果发现, 该钻孔抽放瓦斯的浓度和流量相当稳定, 且随着气温的回升抽放瓦斯浓度逐步呈现上升的趋势。同时该孔的抽放利用年创经济效益达到22万元。

5 结论

5.1 唐山矿业公司利用地面钻孔抽放采空区瓦斯技术的成功探索与应用, 为老矿井的瓦斯治理和抽放利用工作开辟了一条崭新的途径。

5.2 唐山矿业公司是具有130年开采史的高瓦斯矿井, 已封闭采空区的瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出总量的50%~60%, 且试验区域属于高瓦斯区域, 以前回采期间的区域瓦斯绝对涌出量为26m3/min, 相对瓦斯涌出量为15m3/t.d, 该区域采落煤炭体积约为10593000m3, 采空区面积达到963000m2, 因此, 采空区内部相当于一个大的储气罐, 储存有大量高浓度瓦斯。以上是该钻孔成功抽放利用的先决条件。

5.3 该技术的成功为我矿今后地面钻孔的施工积累了诸多科学数据, 如:终孔位置的确定、封孔范围的确定、封孔方式的选择、套管方式的选择等等。

5.4 该技术的成功为煤矿企业贯彻落实《煤矿瓦斯抽采基本指标》和进行节能减排、资源的合理开发和有效利用提供了技术保障, 具有实际的借鉴意义。

摘要:地面钻孔抽放瓦斯一般采用预先抽放方法, 即对未泄压煤层和围岩进行抽放, 而利用地面钻孔抽放采空区瓦斯, 目前国内外从技术与应用方面研究的还很少。2007年, 唐山矿业公司利用地面钻孔对井下煤层已采区进行了瓦斯抽放技术研究与应用, 收到了较好的效果, 不仅对井下瓦斯治理起到了关键作用, 保证了矿井安全生产, 而且又增加了矿井可利用气源, 减少了煤矿温室气体排放量, 为节能、减排、环保起到了积极作用, 为今后该项技术在煤矿的推广应用积累了宝贵的技术和实践经验。

采空区钻孔抽放瓦斯技术研究 篇7

1 工作面概况

鹤壁三矿3106工作面位于三水平南翼一采区上部, 工作面走向长305 m, 倾斜长100 m。开采方式为炮采放顶煤, 生产能力36万t/a, 相对瓦斯涌出量为8.52 m3/t。从3106工作面整体情况来看, 煤层产状变化大, 倾角比较小, 一般在14~16°, 平均煤厚8 m。该工作面基本顶为细砂岩, 厚度为3.04 m, 灰褐色、钙质胶结, 垂直节理发育。直接顶为砂质泥岩, 厚度为4.85 m, 灰黑色, 含次生黄铁矿, 裂隙充填方解石脉。伪顶为泥岩, 厚约0.1 m, 黑色, 块状, 局部发育。直接底为砂质泥岩, 厚0.7 m, 黑色, 含植物根部化石。

2 采空区钻孔抽放机理

综放面回采过程中, 在采空区会积存大量的高浓度瓦斯, 当放顶煤工作面处于初采初放阶段时, 由于采空区内相对空间较小, 工作面向采空区内的扩散风可以进入整个采空区深部, 将大量瓦斯带到工作面上隅角, 使上隅角的瓦斯浓度居高不下, 同时, 也会造成工作面回风巷风流中瓦斯浓度超限。在回采工作面切眼附近的巷道内, 向工作面采空区内施工抽放钻孔, 抽放采空区内高浓度瓦斯。通过钻孔抽放, 改变采空区瓦斯运移路径, 采空区内一部分瓦斯沿钻孔进入瓦斯抽放系统内, 而另一部分瓦斯涌向上隅角。这样就减少了瓦斯向工作面上隅角的涌出量, 从而降低了上隅角和回风流的瓦斯浓度, 能够较好地解决上隅角和回风巷瓦斯超限问题。

3 钻孔施工

3106工作面投产以后, 在开始初采初放时, 配风量在1 200 m3/min以上, 工作面上隅角和回风巷风流瓦斯浓度依然处于临界状态, 并且时有超限现象, 严重影响了工作面的安全生产。在3106工作面切眼附近有一顶板岩巷, 该巷道为31采区下阶段专用回风巷, 目前为进风巷, 在该岩巷内向3106工作面采空区内施工钻孔, 用于抽放采空区内瓦斯。在31采区专用回风巷内向3106工作面采空区共施工5个, Ø90 mm穿层钻孔。由于瓦斯密度比空气密度小, 采空区瓦斯主要集中在煤层顶板附近和沿倾斜方向工作面切眼上部, 因此, 设计采空区钻孔的终孔位置距煤层顶板距离分别为5, 5, 10, 10, 15 m, 沿工作面倾斜方向距回风巷分别为5, 10, 15, 20, 25 m, 钻孔深度分别为80.0, 74.2, 68.8, 70.4, 75.0 m。钻孔布置如图1和图2所示。

4 瓦斯抽放情况

向3106工作面采空区施工的钻孔为穿层孔, 在工作面安装准备期间, 钻孔开始抽放的瓦斯属于切眼顶部煤体内的游离瓦斯。当工作面初采初放时, 切眼顶部的煤体由于受采动影响而发生垮落, 穿层孔中的煤孔段被破坏掉。切眼顶部的煤体沿虚线垮落, 而此时煤层顶板还未发生较大的变形, 钻孔岩石段孔口就完全直接暴露在采空区内, 此时, 钻孔主要抽放采空区积存的瓦斯;随着工作面的推进, 采空区内煤层顶板开始发生变形断裂, 出现裂隙发育, 此时, 钻孔主要抽放采空区顶部及顶板裂隙内的瓦斯。采空区顶部瓦斯和顶板裂隙内瓦斯沿钻孔进入抽放系统内, 减少了采空区瓦斯向上隅角的涌出量。在实际抽放过程中, 对钻孔的抽放情况进行了详细观察, 并对每旬的抽放瓦斯平均浓度、抽放瓦斯平均纯量进行了统计 (表1数据为每旬的平均值) 。

5 结语

(1) 采用钻孔抽放采空区瓦斯后, 工作面的通风生产能力和原煤产量大幅度提高, 日增产量360 t, 直接经济效益明显。

(2) 通过实施采空区钻孔抽放瓦斯技术, 改变了采空区内部瓦斯运移路径, 使采空区涌入工作面上隅角的瓦斯量明显减少, 工作面回风巷风流瓦斯浓度比开始回采时降低了0.3%以上, 上隅角瓦斯浓度降低了0.5%以上, 在初采初放期间, 杜绝了瓦斯超限现象。

(3) 实施采空区钻孔抽放瓦斯后, 采面瓦斯涌出量降低, 工作面配风量由最大时的1 200 m3/min下调到700 m3/min, 改善了工作面作业环境。

(4) 通过钻孔抽放采空区瓦斯, 降低了工作面上隅角和回风巷的瓦斯浓度, 减少了工作面配风量, 使得工作面推进速度加快, 从而降低了煤炭自然发火的危险性。

(5) 由于鹤壁三矿煤层自然发火期为165 d, 当工作面顶板裂隙钻孔抽放瓦斯充分发挥作用以后, 采空区钻孔抽放瓦斯最多抽放3个月, 必须立即停止抽放, 并且严密封闭31采区专用回风巷内的5个钻孔, 防止通过钻孔向采空区漏风, 引起采空区自然发火。

摘要:阐述了在综放工作面初采初放期间, 利用切眼附近的巷道, 向采空区施工钻孔, 抽放采空区瓦斯, 从而减少采空区向工作面上隅角涌出的瓦斯量, 降低工作面上隅角和回风巷风流中的瓦斯浓度。

瓦斯抽放钻孔封孔方法技术革新 篇8

针对松软突出煤层顺层钻孔预抽瓦斯中存在的由于封孔质量问题而引起的瓦斯抽放浓度偏低等问题, 在提高封孔质量方面采用新装备、新工艺和新方法, 通过选择合适钻孔封孔技术、工艺, 提高了抽放钻孔封孔质量, 提高了单孔抽放量;通过改进顺层抽放孔封孔工艺, 提高了封孔质量和瓦斯抽放浓度。通过解决钻孔施工和封孔质量问题, 提高了单孔瓦斯抽放浓度。

2 创新的思路

采用封孔段封孔的方法 (在编织袋内倒入聚氨酯缠绕封孔管) , 并在孔内预留注料管和排气管, 然后用注浆泵向孔内注入聚氨酯封孔剂, 使单孔抽放浓度和流量数倍提高。

3 实施的方法

3.1 钻场及钻孔布置

(1) 试验地点:23082下顺槽9号钻场下帮。 (2) 钻场情况:钻场为2.4×2.4m工字钢支护, 高2.1m, 长4.5m。 (3) 钻孔布置: (1) 在钻场下帮共布置6个试验钻孔, 钻孔倾角-14° (顺煤层倾向布置) , 孔口间距为0.5m, 终孔间距为4m。 (2) 1、3、4、6号钻孔采用新封孔工艺封孔, 2、5号钻孔仍采用封孔段封孔的方法 (在编织袋内倒入聚氨酯缠绕封孔管) 进行封孔, 以利于比较。

3.2 封孔方法

(1) 封孔设备:镇江煤安设备有限公司2ZBO-1012型注浆泵一台。 (2) 封孔材料: (1) PVC封孔管 (2寸) 36根 (每根2m) 。 (2) 直径:12mm注浆管40m。 (3) 聚氨酯封孔剂:80kg。 (4) 黄泥20kg。

3.3 封孔工艺

(1) 封孔段封堵及给料管 (排气) 管穿入方法。

设计封孔深度10m, 每个钻孔在施工完毕后, 封孔采用PVC封孔管 (6根/12m) , 在第二根 (3m处) 封孔管上用棉纱配聚氨酯封孔剂封1m长封孔段, 同时用胶带缠绕1根直径12mm的注浆管与封孔管同时穿入钻孔内, 在封孔管穿入钻孔剩余距离1m时, 用棉纱配聚氨酯封孔剂封1m长封孔段, 同时用胶带缠绕1根直径12mm的注浆排气管与封孔管同时穿入钻孔内。

(2) 注入聚氨酯封孔剂。

上述工作完毕后, 开始向孔内注聚氨酯, 注聚氨酯期间注浆泵风压控制在 (2~3) MPa之间, 剂量:每个钻孔10kg (A、B料各5kg) 。然后用黄泥封堵孔口, 二次固孔。

4 效果评价

4.1 瓦斯浓度及流量提高

封孔完毕后, 采用郑州光力综合参数测定仪测定1~6号钻孔综合参数 (见表1) 。

(1) 根据上表可以看出采用新封孔方法的1、3、4、6号孔瓦平均斯浓度均达到99.9%, 平均瓦斯纯流量0.106m3/min。 (2) 而采用传统封孔方法的2、5号孔平均瓦斯浓度均低于1、3、4、6号孔, 平均瓦斯浓度和瓦斯纯流量分别是23.25%和0.041m3/min。 (3) 综上所述, 1、3、4、6号孔平均瓦斯浓度和抽放纯流量分别是2、5号孔的4.3倍数和2.6倍。

4.2 封孔材料消耗对比

根据实际封孔情况, 材料消耗 (见表2) 。

根据上表可知, 采用新封孔方法封孔的1、3、4、6号钻孔封孔在材料消耗上比传统封孔方法封孔的2、5号孔材料消耗量多。其中聚氨酯单价40元/千克, 单孔平均消耗量为10∶1.5;编织袋0.5元/个, 消耗量1∶1;封孔管10元/m, 消耗量1∶1;注浆管8元/m消耗量10∶0。

5 结论

5.1 提高了抽放瓦斯浓度

实践证明, 采用新封孔方法封孔, 不仅封孔质量明显提高, 而且还提高了一次封孔成功率, 提高了抽放浓度及封孔效果。

5.2 单孔抽放量得到大幅度提高

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