15#煤层论文（共4篇）
15#煤层论文 篇1
摘要：煤层在工作面回采过程中, 上覆岩层会形成“三带” (垮落带、裂隙带和弯曲下沉带) 。“三带”高度的确定, 可为煤矿的瓦斯抽采及防治水等提供重要理论基础。应用数值模拟及理论计算的方法对古矿15#煤回采工作面顶板“三带”裂隙发育规律进行研究。通过15#煤层“三带”分布研究, 确定15#煤层的裂隙带最大发育高度, 为9#煤层积水下渗的可能性和15#煤层建立抽采系统治理瓦斯合理性论证提供依据。
关键词：三带,裂隙发育,数值模拟
0 引言
煤层开采必然会引起上覆岩层扰动, 从而由下到上依次形成“垮落带”、“裂隙带”、“弯曲下沉带”。以古书院矿15#煤为例, 9#煤距离15#煤层间距大约30m, 9#煤层开采后, 利用理论分析和数值模拟相结合的方法, 对15#煤采煤工作面“三带”裂隙发育高度进行研究, 最终确定“三带”高度, 为9#煤层积水下渗的可能性及15#煤瓦斯抽放提供理论依据。
1 理论计算
当煤层采动后, 上覆岩层一般会形成“三带”。应用采矿学和矿山压力理论分析15#煤的裂隙带高度。由表1可知, 15#煤顶板是由坚硬的石灰岩构成, 根据理论计算“三带”高度时按照坚硬顶板来计算。煤层顶板覆岩为坚硬时, 裂隙带最大高度H1i可按以下公式计算[1]:
式 (1) 、 (2) 中, H1i为裂隙带最大高度, m;Hh为垮落带高度, m;∑M为采厚, 单一煤层开采厚度1 m~3 m, 累计开采厚度不超过15 m;±号项为计算当中的误差。
根据理论计算的方法, 可得古书院矿15#煤层顶板垮落带高度大约在7 m~12 m;上覆裂隙带高度大约为34.5 m~53.3 m。
2 数值模拟
2.1 数值模拟模型的建立
本次数值模拟采用RFPA软件, RFPA具有模拟岩石试件加载变形破坏、巷道破坏、顶板垮落及底板突水、地下工程开挖与支护等功能, 能灵活运用[2]。
2.1.1 模拟参数的确定
根据古书院矿9#煤和15#煤相应的力学参数, 将实际关于顶板和底板岩性的力学参数转换为RFPA计算模型所需参数。需要换算的参数包括弹性模量、抗压强度等[3]。
经过计算后各个岩层的具体参数如表1所示。
2.1.2 力学模型的建立
本次数值模拟水平方向取值400 m, 即工作面推进的方向, 竖直方向取值99 m。竖直方向的单元数取132个, 水平方向的单元数取200个, 合计26 400个计算单元。RFPA软件模拟时, 对于类似岩层合并处理, 在相邻2个岩层之间加入很薄的弱层作为层理, 模型中图片灰度值的亮度和岩层的力学参数相对应[4]。相变准则参数见表2。
2.2 15#煤层回采围岩位移分析
图1是15#煤在推进过程中顶板位移的变化曲线。分别对24 m、42 m、60 m、120 m顶板位移曲线进行分析, 得出顶板的位移曲线和拱形曲线相似, “拱”的峰值就是顶板的最大下沉位移, 随着工作面不断向前推移, “拱”的峰值也不断向前移动。随着采空区面积增大, “拱”的半径也逐渐增大。
当工作面推进到24 m时, 顶板位移曲线显示并不是对称的, 左侧位移偏大, 右侧偏小, 当工作面推进到60 m时, 顶板位移曲线左侧和右侧的位移值基本表现为对称。说明这时, 顶板裂隙的发育已基本趋于稳定但还会随工作面的推进平稳发展阶段。工作面推进到60 m时 (通过单元网格数的个数来确定高度) , 裂隙带高度大约为30 m, 与理论计算的裂隙带高度相互吻合。
2.3 9#煤层积水下渗的可能性
15#煤与9#煤之间共有4层含水层, 由下至上依次为:间距为0 m、厚为9.06 m的石灰岩, 间距为11.36m、厚为1.7 m的细粒砂岩, 间距为13.06 m、厚为3.1m的石灰岩, 间距为24.21 m、厚为1.73 m的石灰岩。
由于15#煤与9#煤之间有3层砂质泥岩隔水层相隔, 其透水性能差, 另外每个工作面都已提前进行了采空区探放水, 没有足够的补给水源, 在正常情况下该层水对采煤无影响[5]。
结合古书院矿水文地质条件, 已对工作面进行了探放水, 积水下渗的可能性不大, 但也应提前做好预防工作。
3 结语
a) 理论分析了垮落带、裂隙带、弯曲下沉带的形成原因, 并计算了15#煤坚硬顶板的“三带”高度;
b) 利用RFPA数值模拟软件, 分析了15#煤在回采过程中, 工作面顶板位移和应力随着推进距离的变化规律, 为“三带”高度的确定提供了依据;
c) 分析了9#煤层向15#煤层积水下渗的可能性, 应提前打探放水孔, 做好防治水预防工作。
参考文献
[1]唐春安, 王述红, 傅宇方.岩石破裂过程数值试验[M].北京:科学出版社, 2003:43-61.
[2]鲁海峰, 姚多喜, 许明能.祁东煤矿3224工作面开采“两带”高度发育特征的数值模拟[J].煤矿安全, 2007, 38 (8) :10-14.
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[4]李家卓, 方庆河, 谭文峰, 等.覆岩裂隙带发育高度数值模拟与探测[J].金属矿山, 2011 (6) :42-45.
[5]王双美.导水裂隙带高度研究方法概述[J].水文地质工程地质, 2006, 33 (5) :126-128.
15#煤层论文 篇2
关键词：15号煤,自然发火起因,防灭火,防治技术
古书院矿位于山西省晋城市城北, 与市区相连。隶属于山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司下属的晋城蓝焰煤业股份有限公司, 井田面积25.418km2, 可采煤层为3号、9号、15号煤层。矿井投产至今, 主要开采3号、9号煤层。截止2007年底, 3号煤层回采结束, 9号煤层还剩可采储量720.4万吨, 15号煤层资源储量5265.3万吨。
为保证矿井水平正常接替, 实现可持续发展, 确保矿区稳定, 继续发挥现有固定资产的投资效益, 同时为了给山西晋城煤业集团煤化工产业发展局控股经营的多个化工生产厂家和煤制油项目提供原料煤, 晋城煤业集团经认真研究, 在不增加矿井生产能力的前提下, 拟实施古书院矿15号煤层开拓延深工程, 开采15号煤层。
根据山西省煤炭工业局综合测试中心提供的检验报告, 该矿15号煤层不具有爆炸危险性, 自燃倾向性为Ⅲ级不易自燃~Ⅰ级容易自燃煤。15号煤采煤方法选用长壁工作面一次全采高综采工艺, 掘进采用综掘工艺。
1 煤层自然发火起因
1.1 防灭火技术
目前我国煤矿煤层开采时期采用的火灾防治技术措施, 从总体上说有惰化、阻燃、堵漏、降温及其综合防治技术, 共同发挥作用来实现防灭火的目的。
1.2 煤体自燃的起因
1.2.1 煤自燃的发生和发展是一个极其复杂的动态变化的物理化学过程, 其实质就是一个缓慢地自动放热升温最后引起燃烧的过程。
该过程的关键有两点:一是热量的自发产生;二是热量的逐渐积聚。大量的研究工作发现煤的自燃主要是由煤的氧化作用放出热量而引起, 煤与空气接触后首先发生煤体对氧的物理吸附, 之后又发生煤氧化学吸附和化学反应, 同时放出热量, 在一定的蓄热环境下, 煤体不断地氧化、放热、升温, 当煤温超过临界温度后, 煤体继续升温, 达到煤的着火点温度, 最终导致煤体燃烧。
1.2.2 巷道在掘进过程中, 煤体暴露于新鲜空气中, 在采动压力作
用下受压而破碎、离层, 风流在各种动力作用下渗透进入煤体, 使煤体氧化放热。当煤体放热速率大于周围环境散热速率时, 引起升温, 最后导致自燃。
1.3 煤层自然发火的原因分析
1.3.1 所开采煤层本身具有自燃倾向性, 且属于一、二类自燃等级。
1.3.2 综采面开采煤层厚度大, 顶煤的回采率较低, 采空区遗煤较多, 为自然发火提供了物质条件。
1.3.3 采空区顶板冒落的高度大, 采空区在短时间内不能及时充满压实, 造成采空区漏风通路多, 并且漏风量较大。
1.3.4 由于产量高, 使工作面配风量增大, 导致采空区氧化带范围增大, 氧化带内漏风量也增加, 为煤炭自燃提供了充足的氧气。
1.3.5 两端头的顶煤不回采, 使两端头遗煤大量堆积。加之适量的漏风成为自燃火灾的隐患。
1.3.6 在回采期间, 因采放工艺或设备之间配合不协调, 或因机电故
障, 或因过断层带等, 造成工作面推进速度非常慢, 甚至停采, 为采空区自燃提供了时间条件。
2 古书院矿15号煤的自燃防治技术
2.1 开拓开采方面
2.1.1 从工程设计入手合理布置巷道。
2.1.1. 1 合理确定巷道位置。
开采有自燃倾向性的煤层, 尤其是自燃倾向性较严重的厚煤层, 主要进回风巷、采区进回风巷和一些服务时间较长的区段进回风巷道, 在布置巷道时, 应根据围岩岩性、矿压大小和支护方式等因素, 综合权衡后合理确定其位置。古书院矿15号煤层主要开拓巷道、盘区巷道均采用两进一回, 设专用回风巷, 巷道、硐室工程均采用锚喷支护。
2.1.1. 2 合理确定巷道的断面形状、大小和支护方式。
古书院矿15#煤工作面顺槽选用锚网联合支护, 为不燃性材料。选用一次采全高综采回采工艺, 金属支架支护。并对巷道周边煤体暴露面和冒落、空隙区喷浆、充填惰性材料封闭隔氧堵漏, 降低其自然发火的可能性。
2.1.1. 3 布置专用回风巷。
每个采区的回风巷按照《煤矿安全规程》的规定, 布置一条贯穿全区的专用回风巷, 各个区段通过回风石门或局部联络巷与其连通, 这样可减少井下发生煤层自燃灾变时灾害的波及范围, 又提高了矿井防煤层自燃灾害的能力。
2.1.2 选择合适的采煤方法减少或消除采空区的遗煤自然发火。
综采工艺回采速度快, 生产集中, 在相同的条件下, 碎煤体不仅暴露触氧时间短, 而且面积较小, 所以自然发火机率较小。
2.1.3 工作面开切眼形成后, 立即对切眼围岩喷洒阻化剂, 防止切眼煤层自燃。
回采开始后, 喷洒阻化剂随回采班进行, 同时定期检测阻化剂阻化率及时调整阻化剂配比及材料, 以适应煤层阻隔燃要求。
2.2 通风方面
2.2.1 合理确定工作面的通风量。工作面为后退式回采, 减少了采空区漏风。
2.2.2 调节风门、风门、风墙和风桥等通风设施, 设置在围岩坚固、稳定的煤柱内, 并处于均压状态。
避免引起采空区或附近煤柱裂隙使漏风的增大。
2.2.3 15号煤所有盘区和采煤工作面巷道口构置防灭火门, 防灭火门处于常开位置。
2.3 监测监控方面
根据需要在采掘工作面设置甲烷传感器、风速传感器、温度和一氧化碳传感器。矿井生产过程中, 加强防火监测工作, 配备氧气测量报警仪、多种气体检定器进行人工巡回检测气体成份, 防患于未然。
2.4 防灭火方面
2.4.1 为防治工作面采空区遗留浮煤自然发火, 采取喷射阻化剂措施。
选用我国煤矿常用机动性喷洒压注系统。这种系统是将喷洒压注设备和阻化剂溶液池安装在矿用平板车上, 采用电动或气动方式喷洒压注阻化剂。
2.4.2 矿井目前建有2个地面静压水池, 一个是西风井地面静压水池, 水池容量为600m2;
东风井地面静压水池, 水池容量为300 m2, 矿井总的水池容量为900 m2, 采用静压供水方式。管路经东、西风井安要求连接到各用水点, 管路规格及布置参见防尘防灭火系统图。
2.4.3 井下主要机电设备硐室, 如井底中央水泵房、变电所的通道内均装设了防火栅栏两用门。
井下爆炸材料库、发放硐室等通道内装设有抗冲击波活门、抗冲击波密闭门、独立回风通道装设包铁皮的调节风门。在15号煤层东、西两翼各布置有井下消防材料库, 并配备了足够的防灭火材料和用具。
3 结论
目前, 各矿区的煤层条件、瓦斯和自然发火等级都不尽相同, 因此, 只有结合各矿的条件和特点, 因地制宜地采取综合防灭火技术措施, 并加强管理, 才能有效地保障综采面的安全生产, 实现高产高效。
参考文献
15#煤层论文 篇3
八矿是个多煤层同时开采的严重煤与瓦斯突出矿井, 回采的煤层共有四层:丁5.6、戊9.10、己15和己16-17, 其中戊9.10、己15煤层和己16-17煤层为突出煤层, 自1984年10月13日发生第一次突出事故以来, 累计突出40次, 突出煤量3879吨, 瓦斯量288396m3。2011年矿井自燃危险等级鉴定结果八矿为自燃发火矿井, 煤层自燃发火期1~6个月, 其中己组煤层自燃发火期1-3个月。
火灾是威胁煤矿安全生问题的主要灾害之一, 其中煤炭自然发火引起的矿井火灾占总发火次数的90%, 八矿建矿以来自然发火共计12次, 煤自燃氧化形成火灾隐患23次。近年来, 受瓦斯抽采影响, 煤体自燃隐患呈上升趋势, 给矿井防灭火带了新的课题研究。
1 概况
1.1 事故概况
2012年5月19日八点班, 瓦斯检查员在巡查时发现, 己15-14140机巷第30节风筒处巷道上帮下部煤体有高温热源, 立即组织机巷施工人员进行现场处理, 同时向矿有关部门进行了汇报。救援人员到达现场后, 配合现场处理人员, 先用水浇湿煤体, 给煤体表面降温, 后将部分高温的煤体进行了清挖, 快速有效地控制了事故隐患的发展和恶化。经通风、防突、安全等有关人员到现场测量和分析, 为进一步的处理提出可行性方案。主要是以根据煤层高温点布置注水钻孔, 利用注水器对高温煤体进行注水, 达到快速降温的效果, 防治周围煤体继续氧化高温, 防止事故隐患的漫延和扩大, 最终消除高温隐患。后又对已掘巷道进行全面检查, 查出505米处巷道上帮一个措施孔残孔中温度异常, 钻孔中CO浓度最高达到500ppm。于是在巷道上帮每隔10米打一个探孔, 孔深6米, 测量排出的煤粉温度在40~50度之间, 确定存在自燃隐患。研究决定采取注浆锚杆对巷道高温煤体进行全面注浆。
1.2 煤层及巷道布置概况
己15煤层厚度一般在3.2m-3.8m之间, 平均为3.5m, 倾角17°~26°, 煤的坚固系数f=0.1~0.5, 瓦斯相对涌出量7.35m3/t, 绝对涌出量22m3/min, 煤质为焦煤, 原始水分2.6%, 自然发火期1~3个月, 属易自燃煤层。该煤层以下3.0-4.6m处为己16-17煤层, 尚未开采, 煤层厚度1.8m。己15-14140机巷为高突掘进工作面, 布置有内错底板抽排巷、中抽巷。2012年4月, 己15-14140机巷底抽巷施工和打钻工程结束, 临时在底抽巷巷道外口打鱼皮袋墙进行封闭, 开始施工中抽巷。
1.3 抽采钻孔概况
1.3.1 局部措施孔布置。
八矿己组煤层准89mm孔径的措施孔, 其排放半径为0.9m, 根据该工作面的具体情况, 措施孔布置如下:在正常掘进情况下, 工作面掌子头直接打三排39个孔径准89mm的瓦斯释放孔, 水平投影孔深13m, 每排13个, 上排孔距煤层顶板0.8m, 平行与煤层顶板布置, 第二排孔距煤层顶板1.6m, 比第一排孔小2°布置;第三排孔距煤层顶板2.3m, 比第一排孔小4°布置;措施孔帮孔终孔控制到帮巷道轮廓线外两帮8m。
1.3.2 区域措施孔布置。
己15-14140机巷底抽巷布置穿层钻孔和水力冲孔, 如图1。
1.3.3 抽采情况。
(1) 浅孔抽放:措施孔打完一个联网抽放一个, 最后一个孔抽放时间不低于1个小时, 抽放完毕后进行煤体注水, 以临孔出水或煤壁出水为止。 (2) 区域抽采:穿层钻孔抽采时间3个月, 水力冲孔后抽采时间3个月。截止2012年5月19日, 抽采钻孔已停抽3个月, 钻孔支管未进行封堵。
2 平煤八矿煤层自然发火特点
根据平煤八矿自然发火事故统计和经过井下现场观察和分析, 八矿煤层自然发火具有以下特点: (1) 多发生在巷帮空帮、空顶区; (2) 有明显的季节性; (3) 发火期有缩短现象; (4) 多集中在有压差有漏风通道的煤巷; (5) 多发生在抽采钻孔内; (6) 多发生在水力冲孔、塌孔附近; (7) 初期适用于直接进行灭火; (8) 多发生在采面进风运输机巷; (9) 多发生在采面采空区停产线附近。
3 煤层自然发火原因分析
3.1 内在因素分析
(1) 己15煤层煤质为焦煤, 属烟煤的一种, 自燃性强, 是煤炭自燃的主要因素之一。 (2) 煤炭中含硫量的多少也是决定煤炭自燃的重要因素, 焦煤硫含量为1.2%, 故易于促进煤炭自燃。 (3) 煤炭中所含的水分对煤炭自燃有很大影响, 其影响比较复杂。一般情况下, 同一种煤, 水分越多, 则着火温度越高。但是, 当水分蒸发后, 其自燃危险性反而增大。主要是浸过水的煤, 其表面氧化层被洗掉, 而且水分蒸发使煤体变得松散, 增大了细微裂隙, 同时也增大了与空气接触的面积, 更易于氧化。另外, 水分又是促使黄铁矿分解不可缺少的条件, 它对含硫煤的自燃危险性影响更为严重。 (4) 己15煤层其含水量在水力冲孔和抽放瓦斯过程的水分增加和散失间转换, 使煤体水分含量达到8%左右时, 空气中的湿度稍有变化, 其氧化能力就会达到最强。
3.2 外在因素分析
(1) 己15-14140机巷巷道两帮措施孔残孔未使用黄泥封堵, 与己15-14140底抽巷施工的区域瓦斯治理钻孔沟通, 瓦斯抽采期间煤体氧含量增加。 (2) 己15-14140底抽巷施工的水力割缝钻孔破坏了己15-14140机巷煤体完整性, 裂隙通道增多。 (3) 己15-14140底抽巷甩掉的钻孔未封堵严密, 煤体有一定的含氧量。 (4) 己15-14140底抽巷封闭后, 与己15-14140机巷两处巷道之间风压发生变化, 形成己15-14140机巷通过钻孔裂隙向己15-14140底抽巷漏风通道, 持续供氧。 (5) 己15-14140机巷采用2*45kw风机供风, 己15-14140底抽巷采用2*30kw风机供风, 再加上底抽巷临时封闭, 造成两巷之间存在压差增大。 (6) 巷道在施工过程中, 由于巷道上帮高度3.2米, 巷道支护形式为锚网索支护, 受应力影响, 巷道上帮应力集中, 压力增大。巷帮变形。煤体压裂, 煤体疏松, 裂隙发育。 (7) 在施工过程中, 巷道上帮多处发生片帮, 未充填实, 巷帮应力范围扩大。 (8) 巷道掘进中遇在区域措施中水力割缝形成的空洞未用不燃性材料进行充填实。 (9) 先对煤体进行水力割缝, 使周边煤体湿润, 形成空洞后, 又进行了瓦斯抽采, 使煤体水份减少, 形成煤体二次脱水, 煤体易于氧化生热。
4 防治对策
(1) 己15-14140机巷底位抽排巷抽放瓦斯钻孔停止抽放后, 应对抽放支管进行封闭, 控制进氧通道。 (2) 采用底抽巷掩护机巷掘进, 但对机巷已掘进巷道应对抽排巷掩护的抽放钻孔停止抽放, 减少通过抽放钻孔使巷帮煤体含氧量增加。 (3) 对地质构造段应加强支护, 防止片帮、空帮, 对空帮处要加强支护, 用木垛刹实背牢, 并进行喷浆处理。 (4) 对机巷掘进中出现的原水力冲孔造成的空洞要使用黄泥进行充填严实。 (5) 对高温煤体进行注水, 观测煤岩体温度, 防止重复出现高温煤体。 (6) 对高温段巷帮进行喷浆封闭, 喷浆后再利用注浆锚杆对煤体进行压注阻化泥浆或水泥浆, 起到对煤体进行固化、降温、充实空间裂隙, 防止煤体进一步氧化。 (7) 加强取样分析和观测, 定期对本煤层、穿层抽放系统中取样分析有害气体情况, 每班用红外测温仪测量巷帮煤体温度。 (8) 提高防范意识, 加强职工教育, 发现隐患, 立即汇报处理。职工必须熟知和掌握自救互救知识, 定期进行事故应急预案演练。 (9) 对水力冲孔抽防瓦斯结束要立即进行防灭火处理, 采取预先压注阻化水泥或黄泥浆, 防止煤体氧化。
5 事故隐患处理
自燃初期可以用水直接进行灭火, 把煤体氧化所产生的热量带走, 同时水与热煤接触所产生的大量水蒸气起到了隔绝氧气的作用, 效果明显, 但应定期注水以防复燃, 建议使用压注阻化泥浆法。
5.1 治理措施
(1) 首先, 在高温点附近打11个6米深的注水钻孔, 不间断向高温点注水降温, 达到快速降温, 消除高温自燃隐患。 (2) 启封己15-14140底抽巷, 将对应机巷高温点附近30米的钻孔重新进行封堵。 (3) 保证通风系统稳定, 己15-14140机巷和底抽巷进行均压处理, 尽量保持两巷之间压差稳定。 (4) 对己15-14140机巷的巷帮措施孔残孔全部使用黄泥配合聚安脂进行封堵。 (5) 用注浆锚杆, 向巷道空洞、裂隙处压注水泥浆, 浆液在注浆压力作用下渗透进裂隙, 封堵巷道裂隙, 改善围岩结构, 减少漏风通道。 (6) 己15-14140底抽巷超前己15-14140机巷30米甩孔, 甩掉的钻孔要重新封堵, 并将支管封严。 (7) 对高温段巷道进行喷浆。
5.2 利用注浆锚杆压注水泥阻化泥浆
5.2.1 2012年7月17日-8月15日, 在巷道里程294-389米范围内共施工注浆钻孔46个 (高温煤体巷道段位于巷道310米处) 。初步试验采用2米长注浆锚杆, 或3米长注浆锚杆, 注浆锚杆用对丝联接加长, 达到使用长度。
5.2.2工作量及效果分析。注浆前先设计出注浆孔位置, 应距巷帮中上部位置布孔, 并对每个注浆也进行挂牌管理, 标明注浆孔的深度、封孔长度、注浆量、压力、及出水情况等, 建立台账, 专人管理。
在注浆过程中, 设专人观察和记录, 并进行分析。
(1) 自燃点煤壁2米以里空洞较多, 最多一个钻孔注水泥27袋, 折合浆量约2.7m3, 钻孔出水温度最高达到45℃。 (2) 己15-14140底抽巷对应机巷注浆位置未见出浆、漏水痕迹, 证明水泥浆注入己15煤体空洞内。 (3) 注浆量大小原因分析:己15-14140机巷采用水力冲孔瓦斯治理技术, 水力钻孔的终孔位置设计在己15-14140机巷中心线上, 但是在实际操作中存在巷道中心线位置不易确定、现场打钻条件比较差等因素的影响导致水力冲孔钻孔终孔位置不一定在己15-14140机巷中心线上。根据注浆量大的几个孔的最终出浆位置分析, 这几个孔附近的煤体空洞应该在注浆钻孔水平位置以下, 这就解释了钻孔注浆量存在差异这个问题。
5.2.3 存在问题及技术改进。 (1) 因巷帮煤壁裂隙多, 煤体破碎, 与锚杆眼、锚索眼、措施孔残孔沟通, 形成漏浆通道, 无法形成全封闭空间, 造成部分注浆钻孔注浆效果差。经对巷帮进行喷浆和封闭措施残孔后, 提高了注浆量, 效果明显。 (2) 发生大量漏浆时, 采用低压、浓浆、限流、限量、间歇注浆的方法进行压注水泥浆。 (3) 对注浆锚杆的改进采用注浆设备:注浆锚杆由中空杆体、止浆塞、垫板、螺母组成, 直径20mm。1) 注浆泵:型号3NB-150/7-7.5型煤矿用泥浆泵, 额定压力7.0Mpa、额定流量38L/min。水箱:铁质, 容积3m3。压力表:型号矿用本安型数字压力计。2) 管路:高压管路:选用内径分别为Φ25mm和Φ38mm, 耐压强度不低于35MPa的高压胶管。3) 钻具:钻机, ZDY-1200S型液压钻机, 钻杆Φ42mm。工艺流程:供水管→水箱→浆液拌制→连接管→注浆泵→高压注浆管→注浆锚杆装置→注浆钻孔→煤体。注意事项:泥浆中不得有泥团、杂草等杂物;吸水管长度不超过5米;注浆结束要及时清洗泵体输浆系统及管路。技术改进:根据己15-14140机巷煤体破碎程度及巷帮锚杆长度, 试验注浆锚杆封孔材料及封孔长度, 最终确定使用聚氨酯封孔, 封孔长度不小于2.5m, 即大于巷道支护锚杆长度和煤壁松动裂隙较发育范围, 注浆锚杆里段, 2.5米以里钻花眼, 确保出浆畅通。见图2所示。 (4) 定期观测机巷钻孔温度、底抽巷出水情况, 分析注浆效果。 (5) 进一步排查底抽巷甩掉的钻孔, 及时封堵漏气的钻孔。 (6) 建议巷道全程注浆, 对注浆效果差的地点重新补打钻孔注浆。
6 结语
注浆锚杆的长度和封孔工艺需要根据现场煤层软松、地质条件、巷道支护形式、巷帮片帮等实际环境因素进行确定, 以提高注浆效果。突出矿井、自燃煤层具备“火与瓦斯共存”的特征, 在防治理手段上应首先考虑和解决防治瓦斯和防灭火在治理技术上存在的矛盾问题, 如果治理手段单一或治理方向不均衡, 就会出现重大事故隐患或发生重大事故, 所以, 今后我们必须以实现瓦斯与火共同治理的工作思路, 不断优化防治瓦斯和防灭火技术, 但要抽采好瓦斯, 也要同时解决好由于抽采瓦斯造成的自燃问题, 确保矿井安全和谐发展。
摘要：为了有效地防治煤巷及抽采巷自燃发火, 通过对己15-14140机巷煤层自然发火特点、煤层成分、水分、孔隙率等内在因素和水力冲孔、水力压裂、断层附近造成的巷帮煤柱承压、煤体破碎、季节及压差变化等外在因素进行分析, 提出了注阻化黄泥浆、水泥浆、及时封闭抽采残孔、巷帮刹实充填等综合防治措施。
关键词：抽采巷,自然发火,煤炭自燃,防治措施
参考文献
[1]金鑫, 方小红, 段隆臣.新型热压WC-Fe基金刚石钻头胎体性能研究[J].煤田地质与勘探, 2013 (03) .
[2]卢春华.非金属同径孔壁支护技术[J].煤田地质与勘探, 2013 (03) .
15#煤层论文 篇4
谢一矿望峰岗井位于淮南老区谢一矿及谢李煤矿深部, 浅部原则上以各煤层-660 m底板等高线为界, 深部以各煤层-1 200 m底板等高线为界。谢一矿C15煤层为煤与瓦斯突出煤层, 矿井将C15煤层的512 (5) 工作面作为煤与瓦斯突出预测敏感指标临界值试验区域。512 (5) 工作面位于F13-4-1断层和F12-11断层之间, 走向长1 688 m, 平均倾斜长195 m。该工作面Ⅳ—Ⅴ线、Ⅵ线间C15煤层已开采至-700 m, Ⅱ—Ⅲ线、Ⅳ—Ⅴ线之间C13煤层已开采至-720 m;区域内煤层赋存较复杂, 煤层呈单斜构造, 属稳定煤层, 平均走向NE148°, 倾向NE58°, 倾角21°, 煤厚0.4～1.6 m。煤层顶板为厚2～3 m的砂质泥岩, 底板为厚2～3 m的炭质泥岩。
1 突出预测方法
矿井日常突出危险性预测以《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规范为基础, 并结合C15煤层实际情况, 以钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标K1为主要预测指标, 辅助指标为各种动力现象、地质构造发育及变化程度、构造煤变异程度、瓦斯涌出异常现象等。当上述主要指标超限时, 即认为工作面具有突出危险性。
在C15煤层512 (5) 掘进工作面进行防突预测时, 布置3个预测孔, 其深度一般为8～10 m。钻孔尽量布置在软分层, 中间1个钻孔位于巷道中部, 并与掘进方向一致, 另外2个钻孔开孔于工作面两侧巷帮内0.5 m处, 终孔于巷道前方预计轮廓线外2～4 m。采煤工作面进行防突预测时, 每隔10 m布置1个防突预测钻孔。钻屑量的测定从钻孔第1 m开始, 每施工1 m用专用容器收集孔口钻屑, 并用弹簧秤称量;在钻孔每2, 4, 6, 8 m时用WTC防突测定仪进行K1值的测定。试验期间防突预测指标临界值采用《防治煤与瓦斯突出细则》推荐值:S0=6 kg/m, K10=0.5 mL/ (g·min1/2) 。
2 突出预测指标敏感性分析
根据矿井目前的防突装备及所采用的突出预测指标情况, 首先对钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标K1的敏感性进行分析确定。
在相同的打钻工艺条件下, 应力越大、瓦斯压力越大、煤的强度越小, 所产生的钻屑量S越大, 而此时突出危险性越大;钻屑瓦斯解吸指标K1的大小与煤中瓦斯、煤的物理参数及强度性质、瓦斯解吸特征, 以及测量工艺、环境条件和测定误差有关[2]。
试验考察期间, 对C15煤层试验区域151个预测循环, 408个预测钻孔的预测数据进行了分析。预测指标钻屑量S值数据主要分布在2～6 kg/m, 有个别地点测定数据达到了10 kg/m以上。在实际的预测效果检验中, 当S值大于一定值后, 打钻时可能会发生喷孔、卡钻、响煤炮等动力现象, 而且S值越大, 动力现象越明显和严重;当采取防突措施后, S值明显减小。预测过程中钻屑量大的测定地点, 测定的K1值也比较大, 并且当打钻发生吸钻、卡钻时, 测定的K1值往往较大, 甚至超过临界值。
上述分析认为钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标K1与动力现象的发生有着一定的联系, 说明这2项预测指标对于预测煤层突出危险性具有敏感性, 即目前该矿井采用的钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标K1作为突出危险性预测敏感指标是合理的。
3 预测指标临界值确定
3.1 预测指标分析
试验考察期间, 收集了C15煤层试验区域151个预测循环, 408个预测钻孔的预测数据, 累计巷道工程量709 m。钻屑量指标S和钻屑瓦斯解吸指标K1共超标37次, 2个预测指标同时超标27次, 指标超限范围:S超标值位于6.5～10 kg/m, K1超标值位于0.54～0.83 mL/ (g·min1/2) 。
预测指标超标时工作面异常特征主要表现:煤层断面内存在1～4个软分层, 单层软分层厚度通常在10～30 cm, 钻孔喷孔、吸钻、夹钻、响煤炮声, 吸钻过程钻屑增多、粒度较大 (大于3 mm的粒度一般超过30%) 。
试验期间考察的钻屑量指标预测值分布情况见表1, 钻屑瓦斯解吸指标K1值分布情况见表2。
3.2 预测指标临界值初步确定
谢一矿C15煤层赋存条件较复杂, 在确定C15煤层预测指标临界值时, 将C15煤层分为异常地质条件和正常地质条件, 并分别确定其在不同地质条件下的预测指标临界值。
3.2.1 异常地质条件
谢一矿所采C15煤层的异常地质条件, 即出现下列情况:工作面主体煤为Ⅳ、Ⅴ类结构, 工作面软分层厚度大于等于300 mm, 两轮预测或效检范围内煤层厚度动态变化系数δ≥30%, 小褶曲轴部, 断层落差H<1 m及断层10 m范围, 1 m≤H≤3 m及断层15 m范围, H>3 m及断层20 m范围。
一般情况下, 工作面煤层出现异常, 则该区域煤岩体应力集中程度高、应力状态 (拉、压、剪、扭等) 复杂, 在外界扰动条件下容易出现粘滑失稳破坏而发生动力灾害。从试验情况看, 当谢一矿C15煤层K1>0.5 mL/ (g·min1/2) 或S>6 kg/m时, 打钻时开始出现卡钻、吸钻等现象, 随着K1值和钻屑量S的增大, 这种动力现象越发明显和严重, 出现卡钻、响煤炮、喷孔的次数更多、现象更明显;而K1<0.5 mL/ (g·min1/2) 或S<6 kg/m时尚未发现过喷孔、响煤炮现象。
3.2.2 正常地质条件
谢一矿所采C15煤层的正常地质条件, 即煤层厚度基本无变化、煤体结构较完整, 主体煤一般为Ⅱ、Ⅲ类, 煤质硬而脆, 煤层断面内无软分层或软分层厚度小于300 mm。
在正常地质条件下, 工作面预测或检验时往往也出现吸钻、夹钻等异常现象, 且钻屑粒度变粗 (钻屑粒度大于300 mm的占30%以上) , 这主要是深部矿井高地应力及煤的物理力学性质所致。
谢一矿C15煤层试验区域预测正常地质条件及异常地质条件下K1和S平均值沿钻孔深度L的变化曲线如图1—2所示。
通过对谢一矿C15煤层在不同地质条件下的预测指标进行分析, 初步确定C15煤层预测指标临界值如下:
异常地质条件下, 钻屑量指标 S0=6.0 kg/m、钻屑瓦斯解吸指标K10= 0.5 mL/ (g·min1/2) ;考虑预测指标经济与安全的原则, C15煤层正常地质条件与异常地质条件相比, 预测指标S0, K10可以适当提高, 初步确定C15煤层正常地质条件下S0=7 kg/m, K10=0.7 mL/ (g·min1/2) 。
4 预测指标临界值现场应用
现场应用期间在试验区域进行308个循环, 预测指标超标共7次, 预测钻屑量指标S和钻屑瓦斯解吸指标K1同时超标1次, S超标值位于7.2～23 kg/m, K1超标值为0.72 mL/ (g·min1/2) 。
考察发现, 预测指标正常情况下与异常情况下差异明显。异常情况下钻屑指标明显增大, 在钻孔深度6 m时, 最大值达23 kg/m, 正常情况下呈线性增加趋势。钻屑瓦斯解吸指标K1异常情况下最大值达0.72 mL/ (g·min1/2) , 正常情况下沿孔深呈缓慢增加趋势。
统计分析了应用期间的308次循环, 预测工作面无突出危险达301个循环, 有突出危险为7个循环;预测不突出危险率、突出危险率分别为97.7%, 2.3%, 预测不突出危险准确率达100%;保障了矿井安全生产, 提高了经济效益。
现场应用表明, 钻屑量指标S及钻屑瓦斯解吸指标K1, 在异常地质条件下临界值S0=6 kg/m, K10=0.5 mL/ (g·min1/2) ;在正常地质条件下临界值S0=7 kg/m, K10=0.7 mL/ (g·min1/2) 。在确保安全生产前提下, 试验区巷道月掘进速度由62 m提高到124 m。
5 结语
试验研究确定的谢一矿C15煤层突出预测指标临界值合理有效, 适用于该矿井试验区瓦斯地质单元及开采技术类似条件的工作面突出危险性预测。
1) 采用现场试验并结合现场应用的方法, 确定出不同地质单元条件下的突出危险预测敏感指标临界值。
2) 谢一矿C15煤层试验区钻屑法预测敏感指标及其临界值如下:正常地质条件时, S0=7.0 kg/m, K10=0.7 mL/ (g·min1/2) ;异常地质条件时, S0=6.0 kg/m, K10= 0.5 mL/ (g·min1/2) 。
3) 谢一矿C15煤层突出预测指标合理临界值的确定, 能进一步提高矿井生产能力, 为矿井的安全高效生产提供保障。
摘要：通过对谢一矿C15煤层突出危险预测方法和预测指标临界值的现场试验研究, 确定出谢一矿C15煤层不同地质单元煤与瓦斯突出预测指标的合理临界值。C15煤层突出预测指标合理临界值的应用, 能进一步提高矿井生产能力, 可为矿井的安全高效生产提供保障。
关键词：煤与瓦斯突出,预测指标,临界值
参考文献
[1]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[K].北京:煤炭工业出版社, 2005.