低透气性软煤层

2024-10-15

低透气性软煤层(通用8篇)

低透气性软煤层 篇1

摘要:永华能源郭村煤矿位于偃龙矿区,主采的二1煤层地质构造简单,为典型的三软煤层。该煤层瓦斯含量高,煤层透气性系数低,煤质松软、破碎,抽放钻孔成孔困难。通过采用穿层钻孔并辅助水力冲孔预抽,运输巷、回风巷顺层长钻孔抽放,工作面浅孔抽放,采空区埋管、插管抽放等方法,有效增加了煤层透气性,降低了瓦斯压力,提高了抽放率,实现了矿井的安全生产。

关键词:偃龙矿区,三软煤层,长钻孔增透,瓦斯综合治理

瓦斯抽放是煤矿治理瓦斯的主要技术手段之一,对降低瓦斯含量、卸除瓦斯压力起到很大作用。永华能源郭村煤矿位于偃龙矿区嵩山背斜北翼,主采的二叠系山西组二1煤层为一缓倾斜单斜构造。煤层厚0~15.88 m,平均厚5.20 m。煤层结构简单,含夹矸1层,局部2层。夹矸厚0.2~0.6 m,岩性以炭质泥岩、泥岩和砂质泥岩为主。该煤层透气性系数在0.000 24~0.000 45 m2/(MPa·d2)之间,坚固性系数为0.13~0.28,属于典型的豫西三软煤层。历年鉴定结果显示,郭村煤矿属高瓦斯矿井。工作面抽放前瓦斯含量平均10 m3/t,绝对瓦斯涌出量8.20 m3/min,相对瓦斯涌出量13.53 m3/t,生产过程中瓦斯极易超限,影响安全生产,因此抽放工作势在必行[1,2,3,4,5]。但是本煤层极其松软、破碎,抽放钻孔成孔困难,透气性系数极小。针对这些特点,郭村煤矿在安全生产实践中探索出了一套适用于该矿煤层松软、低透气特性的综合瓦斯治理措施。

1 煤巷掘进工作面瓦斯治理措施

1.1 穿层钻孔预抽

由于二1煤煤层松软,煤层钻孔施工完成后,极易塌孔、堵孔,使瓦斯抽放工作无法进行。通过在煤层底板布置岩石集中巷,在岩巷布置钻场向煤层施工钻孔,利用20~ 35 m的底板岩石作为安全屏障,可以避免难成孔、塌孔现象的发生,岩孔打完后继续打煤孔,直到进入煤层顶板(图1)。每个孔打完后对其进行水力冲孔,冲孔完成后连接抽放管路进行超前预抽[4]。

在施工过程中,为了防止打钻时钻孔瞬间涌出大量瓦斯,该矿自行设计制作了孔口瓦斯收集装置,并将其安设在孔口套管上,然后连接到抽放管路上,采用此装置能把孔口涌出的高浓度瓦斯通过抽放管路抽走[2,3],避免高浓度瓦斯涌入巷道空间,造成瓦斯聚集超限。

水力冲孔后,第1—9天瓦斯抽放量分别为927,760,752,731,648,533,421,379,320 m3。可以看出瓦斯衰减很快,与实际情况相符,抽放率提高。

1.2 超前浅孔抽放

在穿层钻孔预抽的基础上,煤巷掘进时再施工超前浅钻孔边掘边抽[1]。在巷道掘进工作面2棚内的顶板和巷帮布置4个Ø75 mm钻孔,下3 m PVC管进行瓦斯抽放,每推进3 m布置1排,使用Ø100 mm钢丝胶管作为连接支管。钻孔深10~15 m,终孔控制到巷道两帮5 m、顶部5~7 m;超前工作面8~12 m(图2),采取“两掘一抽”的作业方式,保证安全掘进,使2班的掘进均在2个循环钻孔的抽放范围内进行。

采取以上措施,煤巷掘进速度由原来的每月不足50 m提高到每月90 m,使回风流中的瓦斯浓度由原来的接近临界值降到现在的0.3%以下,保证了煤巷掘进的安全。

2 采煤工作面瓦斯治理

2.1 顺层长钻孔抽放

12021与12041工作面合并后,工作面斜长加大,达到210 m。因此,覆盖工作面全长的顺层钻孔布置及施工因为塌孔和排粉问题面临巨大困难,而顺层钻孔预抽是解决采煤工作面瓦斯的根本措施。为加快瓦斯治理由局部治理到区域治理转变,开始尝试顺层长钻孔施工(以前该矿顺层钻孔的最深记录为28 m)。

选用1900S钻机和三棱钻杆尝试在工作面两巷施工顺层长钻孔,钻进采用“低速慢进,边进边退,掏空前进”[6]的软煤打钻施工方法解决塌孔问题。施工过程中,风压、卡瓦、埋钻、过渣包、角度调整等难题相继攻克,多孔突破了90 m,最深钻孔达到了112 m。顺层钻孔百米孔深的突破,象征着该矿工作面两巷施工长煤孔覆盖全工作面进行预抽的区域治理措施条件上可行,顺层钻孔很好地起到了卸压和抽放高浓度瓦斯的作用,抽放浓度由原来的40%提高到85%。

2.2 采面煤壁浅孔抽放

对于顺层长钻孔扇形布置留下的小面积空白,采用工作面浅孔抽放予以补充,在工作面煤壁侧利用浅孔抽放,降低煤壁侧瓦斯量的涌出。在距底板1.2 m处开孔,孔深10~12 m,以倾角10°施工下6 m管,在孔深1 m处进行封孔(图3)。经过采面的正常生产和试验,可有效保证采面在生产期间的瓦斯浓度不超过0.5%[1]。

3 采空区瓦斯治理

3.1 插管抽放

在工作面上隅角15 m范围内,利用顶煤作为隔离带,把花管插到煤层上部的采空区裂隙带,沿走向每隔1.5 m插1根Ø50 mm塑料花管,插管长度1.5 m,然后用软管连接到回风巷抽放管路上(图4),并入矿井瓦斯抽放系统。在工作面回采期间,通过插管抽放有效解决了工作面上部乃至上隅角局部瓦斯浓度高制约生产的问题,保证了采面安全生产。

3.2 上隅角埋管抽放

在上隅角回撤前,每隔5 m在上隅角预埋多通立管;回撤后,多通管被埋入上隅角内部,再将多通管连接至工作面回风巷抽放管上(图5),抽出采空区内部瓦斯,减少采空区瓦斯向上隅角涌出。经测定,采空区埋管抽放量最高9.91 m3/min,浓度最高达19.2%,从而减少了采空区瓦斯向工作面涌出。

3.3 穿层钻孔抽放

采空区穿层抽放钻孔是回风巷掘进前施工的穿层钻孔,当工作面回采过后,进行二次透孔[4],同时向工作面上隅角以下20 m范围内的采空区沿倾向补打3~4个钻孔,钻孔见煤点间距5 m,每隔5~8 m施工1排,覆盖工作面上部20 m×15 m的采空区(图6)。经过抽放,有效解决了上隅角附近20 m范围内的瓦斯聚集、向工作面回风巷大量涌出而造成回风流瓦斯超限的问题。采取以上抽放措施后,采煤工作面瓦斯抽放率在30%以上[2,3],杜绝了瓦斯超限现象的发生。

4 瓦斯抽放系统

该矿地面无抽放站,在井下建有2处瓦斯抽放泵站。1#抽放泵站配置CBF310-2BV3型水环真空泵2台,功率90 kW,最大抽放能力为60 m3/min;2#抽放泵站配置2BEC42型水环真空泵2台,功率185 kW,最大抽放能力为146 m3/min。1#瓦斯泵站运行参数:流量25~35 m3/min;负压0.042~0.060 MPa;抽放浓度5%~10%。2#瓦斯泵站运行参数:流量25~45 m3/min;负压0.045~0.065 MPa;抽放浓度5%~18%。

郭村煤矿共敷设抽放主管路2 450 m,抽放主管路采用Ø250 mm镀锌螺旋管,支管路使用Ø100~150 mm软管,各转折点均设有正压或负压放水器,并应定期对抽放系统进行检查巡视,发现问题及时处理,以保证系统运行可靠。

5 结论

(1)郭村煤矿采用底板穿层钻孔(水力冲孔)预抽、煤巷浅孔边掘边抽和采煤工作面顺层钻孔抽放、采空区抽放(顶板插管、上隅角埋管、穿层钻孔)等综合抽放措施后,工作面抽放率均超过35%,有效控制了采掘工作面回风流瓦斯,杜绝了瓦斯超限[7]。

(2)水力冲孔可以有效增加三软煤层透气性,冲孔后形成的空间是瓦斯涌出的最好通道,同时对卸除瓦斯压力也起到关键作用。建议改进技术措施,防止个别钻孔抽放2~3 d就被煤粉堵死而需要重新冲孔。

参考文献

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低透气性软煤层 篇2

关键词:高瓦斯煤层;深孔爆破;预裂圈;瓦斯运移

中图分类号:TD713.1

文献标识码:A

文章编号:1672-1098(2009)04-0017-05

煤炭是我国的主要能源,2007年全国煤炭产量25.5亿吨,95%以上为井下开采,其中国有重点煤矿产煤12.4亿吨,占49%。2008年全国煤炭产量为2z.16亿吨,同比增长7.63%。三类煤矿产量累计增速均下降,其中乡镇煤矿降幅较大,国有重点煤矿相对稳定。国有重点煤矿大部分是高瓦斯矿井,长期以来技术问题没有解决,瓦斯事故多发、生产效率低下,安全高效开采难以实现。

煤矿采掘过程中,瓦斯带来的灾害主要有两种,即瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出。为了防治瓦斯灾害的发生,人们一直进行着不懈的努力,主要从两方面着手研究,一是研究导致瓦斯灾害发生原因、机理,寻求瓦斯灾害发生的规律;二是研究防治瓦斯灾害发生技术方法、措施和装备,保障煤矿安全生产。关于防治瓦斯爆炸灾害,近年来从防治理论研究、防治措施、技术装备和监控体系等日趋成熟。在煤与瓦斯突出灾害防治理方面,地应力、瓦斯压力及煤的力学性质等综合因素作用学说普遍被认可。但是,由于煤与瓦斯突出灾害发生过程复杂,影响因素较多,关于煤与瓦斯突出发生的机理、规律和动态过程的表征,至今尚无可靠的、完整的理论体系,防治煤瓦斯突出的预测预报、监控体系和防治措施与方法技还存在一些不足。

低透气性煤层(λ<0.1m2/(MPa2·d))的瓦斯由于难以抽采,原始煤体内的瓦斯含量和瓦斯压力难以降低,在采掘生产过程中经常发生瓦斯积聚和煤与瓦斯突出灾害事故,为解决这一难题,国内外进行大量的研究工作。强化增透方面:一是利用液体介质对煤体作用效果与流体机械相配合,处理煤体的措施,如水力冲孔技术,水力割缝技术,水力压裂技术;再是利用炸药爆炸对煤体的破碎和子弹对煤层造孔作用,增加煤层透气性,如深孔松动爆破,煤层射孔技术。保护层卸压增透方面:如上保护层,下保护层,掏心式保护层等。上述各项技术在煤矿中的应用,对防治瓦斯灾害的发生起到了一定的作用。本文将介绍采用深孔爆破预裂煤层后,预裂圈内瓦斯运移规律的数值模拟及现场试验结果。

2深孔爆破裂隙瓦斯运移数值模拟

2.1预裂作用

原始煤体在炸药爆炸能量的作用下,炮眼周围煤体破裂与松动形成卸压圈,多个裂隙卸压圈的交合形成煤层预裂卸压带,致使煤体原始集中应力带及高压瓦斯带向煤体深部转移,卸压松动区域煤体的应力趋于一个新的平衡状态,由煤层因软硬不均及地质构造引起的应力集中得以消除,降低煤体瓦斯压力梯度和应力梯度,有利于防止煤与瓦斯突出的发生和发展,为工作面掘进创造了较长的安全区和防护区。由于深孔预裂爆破使工作面前方煤体裂隙增大,即煤体透气性大大增加,有利于煤层内吸附瓦斯向游离瓦斯的转变和工作面前方煤体瓦斯排放,使煤体瓦斯压力降低,瓦斯含量减少,从而降低煤体瓦斯压缩内能,同时提高了煤体的机械强度,达到减弱或消除煤与瓦斯突出危险。

爆破对煤层的预裂作用效果与炸药的爆炸释放能量、煤层的力学特性和爆破孔与控制孔的布局结构密切相关。当有两个爆破孔和一个控制孔时,爆破煤层致裂过程如图1所示。在裂纹扩展阶段初期爆破孔之间的相互影响是非常小的,裂纹生长均在各自爆生气体的控制范围之内。在应力波、爆生气体产生准静态应力场和媒体中的瓦斯压力的共同作用,两爆破孔3850μs时完全沟通,加速了两孔间煤体的破碎,形成大量径向交叉裂隙网;对于有两个爆破孔和一个控制孔存在时,由于控制孔为爆破提供了辅助自由面,增加煤体裂隙的产生速度,并于3800μs时三孔之间完全贯通,裂隙发育完全,产生的裂纹、裂隙呈网状相互交织。并且发现当有控制孔存在时,两爆破孔的裂纹密度明显大于没有控制孔时的裂纹密度。由于爆破裂纹、裂隙的生成,增加了高瓦斯低透气性煤层的透气性,为瓦斯的运移提供了充足的通道,增加了煤层的瓦斯抽采效果,为瓦斯的防治提供了技术保障。

低速高威力炸药有利于煤层预裂,脆硬型煤体较软煤体有利于裂隙的形成,使用同样的爆破器材,脆硬型煤产生的裂隙松动圈大于软煤层,越靠近爆破孔,增透效果越显著,淮南矿区硬度,f=0.3~0.5煤层,爆破增透影响半径3~4.m。为提高孔钻孔和裂隙的利用率,待深孔爆破完成以后,所有爆破孔中的炮泥用高压水冲出,用当作抽放孔抽采瓦斯。

2.2数值模拟

采用大连力软公司的数值模拟软件RFPA2D-Flow进行建模(见图2)。模型采用二维平面应变分析,尺寸是5m×5m,划分为200×200个网格,计算共分为30步,每步计算表示0.5天,爆破孔(爆后当作抽采孔)抽放负压为13kPa。因只研究抽放作用下瓦斯流场和瓦斯压力演化情况,不考虑煤体内质点单元的位移变化,故X方向与y方向为固定约束(位移约束)。具体煤体和裂隙的力学和渗流参数如表1所示。

2.3数值模拟结果及分析

将抽放作用下的裂隙内瓦斯运移情况进行数值模拟可了解孔隙压力(见图3)和瓦斯的流场(见图4)。

从图3可以看出,随着抽采时间的推移,第28计算步(第14天)抽放孔周围2.5m处(坐标(200,100))的质点单元孔隙压力由原来的2.7791MPa降低为0.1691MPa,瓦斯流速由初始阶段的16.57m/s降低为0.79m/s。

由图4可以看出,随着时间推移,抽采孔附近裂隙内的瓦斯被抽出,如果没有新生游离瓦斯继续补充便会枯竭。若煤体透气性很低,裂隙不发育,吸附状态的瓦斯很难运移进入裂隙通道,演变为游离状态,也就很难被抽出。可见,瓦斯抽采的关键是,增加煤体的裂隙发育程度,增加长期有效的裂隙通道,使吸附瓦斯尽可能多地转变为游离瓦斯,进入与抽放钻孔导通的裂隙通道。

3现场试验

3.1试验区概况

皖北某矿为新建矿井,该矿地质条件复杂,且岩浆岩普遍发育,主要以顺层侵入的方式侵入煤层,对煤层的破坏作用较大。建井期间,南翼回风巷揭开8煤层时,发生了炮后煤与瓦斯突出动力灾害,突出煤岩量92t,其中煤量68t,抛出距离4.2m,

突出瓦斯6000m3

试验区103工作面位于南一采区,为该矿首采工作面形开采10号煤层。工作面起止标高-530~-360m,工作面宽150m,长1050m。工作面位于岩浆岩侵入边界,区间有几条压性与压扭性断层,煤厚1.81m~3.05m,平均2.52m,瓦斯压力为3.1MPa瓦斯含量平均为9.9m3/t,煤层透气性系数小于0.1m3/(MPa2·d),属于难以抽放煤层。

3.2布孔方式

在掘进工作面迎头布置5个钻孔,其中爆破孔3个,控制孔2个,孔深70m,孔径91mm,爆破孔与控制孔布置在同一水平(见图5)。同时在高抽巷向下布置扇形抽采瓦斯钻孔,抽采风巷待掘煤层内瓦斯,以掩护风巷掘进施工。在风巷两帮交错施工巷帮钻场,每个钻场布置3个瓦斯抽采钻孔。爆破后要求将爆破孔中炮泥冲出,当作抽放孔合茬抽放。

3.3爆破效果分析

2007年4月17日夜班3:02分在103风巷进行了深孔预裂爆破。原设计4#、6#、8#孔为爆破孔,考虑到装药和现场施工工程中,8#孔穿煤深度只有60m,故用7#孔代替8#孔进行装药爆破。

同时增加了对巷帮顺层钻孔(共施工顺层钻孔10个,选择了其中1个孔)进行深孔预裂爆破。本次深孔预裂爆破共装药234m,平均爆破孔装药孔深为58.5m,爆破孔封孔深度12m,控制孔封孔深度3.5m(见表2)。

根据爆破前后瓦斯抽采效果的考查,本次深孔预裂爆破后5天瓦斯抽放量共增加1.44万m3。103风巷深孔预裂爆破前,正常进尺(综掘机)瓦斯浓度平均为0.52%,深孔预裂爆破后正常进尺时瓦斯浓度平均为0.24%。同时爆破时,掘进工作面瓦斯浓度基本无大的变化。

经煤与瓦斯突出效果检验,突出危险性值指标明显降低。103风巷实施深孔预裂爆破前,该巷道未采取措施,效果检验K1值平均为0.43;实施深孔预裂爆破措施后,该巷道经采取措施效果检验K1值平均为0.3。由于实施了深孔预裂爆破增透技术和高抽巷和巷旁钻孔边抽边掘综合防突技术,促使煤层吸附瓦斯向游离瓦斯的快速转化,煤层瓦斯含量降低,提高了煤体的强度,瓦斯放散初速度大幅降低,使煤与瓦斯突出综合指标值K1、K处于正常值范围以内,有效地预防和消除了掘进工作面煤与瓦斯突出危险的可能性。

巷道掘进进尺大大提高。103风巷实施深孔预裂爆破前,每天最大进尺为5m,实施深孔预裂爆破后平均每天进尺超过6.5m,平均每天增加进尺1.5m。

4结论

(1)在煤的瓦斯含量中,一般吸附瓦斯80%~90%。为使煤体中的吸附瓦斯通过渗透运移进入导通裂隙,成为可以抽采的游离瓦斯,必须保证有效的瓦斯运移空间和时间。因此,爆破增透技术的关键在于增加煤体的弹性裂隙,降低裂隙塑性,为吸附瓦斯在瓦斯压力梯度下进入导通裂隙演变为可以高效抽采的游离瓦斯提供宝贵的时间和空间。

(2)煤和岩石的透气性能的本质区别在于其孔隙率和裂隙发育程度。有效裂隙少、透气性低的煤层内的瓦斯同样不能被有效抽采。因此,通过深孔爆破增加煤体裂隙,提高其透气性,可以保证瓦斯的有效抽采,同时降低瓦斯压力、瓦斯含量,均匀集中应力场分布,降低煤与瓦斯突出危险性。

(3)深孔预裂控制爆破下一步研究的方向是增加有效导通裂隙,增长弹性裂隙保持时间,避免爆破新生裂隙因塑性变形而闭合,从而延长有效抽放时间,增加瓦斯抽放率。

低透气性煤层瓦斯抽采技术 篇3

关键词:低透气性煤层,瓦斯,抽采技术

王双开

随着煤矿资源的不断开发, 目前我国的煤矿资源正面临着急剧减少的趋势, 因此各大矿区将开采逐渐地延伸到了地层深处。但是随着煤矿开采不断加深, 开采的难度也越来越大。在煤矿开采中因为瓦斯突出、爆炸造成的危害一直是影响煤矿安全生产的重大隐患, 特别是在一些低透气性煤层中, 如何提高瓦斯抽采技术是最主要的课题。因此研究低透气性煤层瓦斯抽采技术具有重要意义。

1. 白沙矿区的地质构造概况

白沙矿区位于湖南省耒阳市境内, 整个矿区由南至北共计长38千米, 从东到西共计宽4千米至7千米, 白沙矿区的总体面积是150平方千米。作为湖南省最重要的煤炭产地之一, 整个矿区煤炭资源的储量约为1.5亿吨。从白沙矿区地质构造的情况来看, 整体上呈现出一向斜构造, 所以白沙矿区又有白沙向斜的称号。白沙向斜位于郴耒煤田北段, 属临耒南北向构造北段东缘的一部分, 受东西向构造压力作用, 发育有近南北向的一系列褶皱和压扭性断裂, 白沙向斜为北向构造的一个二级构造。白沙矿区主要含煤地层为二叠系上统龙潭组, 根据其岩石特征以及含煤的性质可以将白沙矿区分成上下两段, 且两者之间的厚度是343.6至582.0米。

2. 煤矿井下抽采技术概述

目前, 从我国矿区的煤层来说, 绝大部分都属于低透气性的煤层, 这直接给瓦斯的抽采工作以及利用带来了严峻的考验。所以, 研究低透气性煤层的抽采技术是我国煤矿企业瓦斯治理面临的首要难题。经过几十年国内、国外科技研究人员对低透气性煤层瓦斯抽采技术的研究, 希望能够在很大的程度上提高煤层的透气性从而增加煤层的钻孔深度, 实现将瓦斯抽采出来的目的。本文作者主要针对白沙矿区具体的地质情况、煤层的差异以及瓦斯赋存的具体情况, 采取的不同抽采技术, 主要有以下五类:水力切割、深孔控制爆破技术、旋转水力扩孔技术、密集长钻孔技术、网格式穿层钻孔技术。目前白沙矿区抽放瓦斯采用的主要方法是开采层瓦斯抽采和邻近层瓦斯抽采两个种类。前面三类属于探索性的抽采, 后面两类 (密集长钻孔和网格式穿层钻孔) 在白沙矿区采用较为成熟。

3. 低透气性煤层瓦斯抽采技术分析

3.1 水力切缝强化抽采

在瓦斯抽采技术中, 水力切缝强化抽采技术主要是采用水平钻机打孔实现的, 在完成打孔以后就可以利用高压的水流作用对附近的煤层进行切割, 从而在煤层中形成一条具有一定深度形状呈现扁平的缝隙, 从而让煤层将原有的应力释放出来。在用水平钻机进行切割的过程中煤层会因为应力的改变出现沉降的现象, 而且这种沉降是呈现不规则趋势, 因此会造成煤层中出现各种形状的裂缝, 以此来让煤层的透气性得到改善, 增加了瓦斯在空气中的流通并通过这些裂缝排出去。对于这种瓦斯抽采技术, 主要是用在一些透气性相对较低但是原始瓦斯密度大的煤层。如果是针对某一个煤层来说, 会在压力较高的水力作用下, 孔洞附近的煤被带走, 形成了一个扁平的缝隙, 改变了周围煤层的应力, 继而因为位移改变煤层原始的应力状态, 使之出现更多的缝隙而增加瓦斯的流动而提高了抽采排气的效率。这种方法在红卫矿业公司坦家冲矿、里王庙矿、贵州湘能公司神仙坡煤矿进行过尝试, 都取得过一定的效果。但因为设备使用、煤泥的处理等都存在局限性, 推广受限。

3.2 深孔控制爆破技术

在矿区对煤矿进行采掘的过程中, 生产的操作过程必须围绕防治瓦斯的工作而开展。因此在进行挖掘的工作前方应该通过改变应力的分布从而让煤层保持在一定的卸压带, 另外还应该通过增加煤层的透气性来将工作区域中瓦斯进行排除从而保障操作人员的安全。深孔控制爆破技术是建立在理论分析和试验测试的基础上, 所以在具体操作中应该预先在生产过程中采用控制的方法改变煤层的透气性。因此深孔控制爆破技术是在经过合理设计爆破的范围和能量的基础上, 通过对煤层进行爆破从而将原来的裂缝进一步加大, 增加煤层的松动程度, 将原来透气性低的煤层变成高透气, 有助于将瓦斯排除出去。但是深孔控制爆破主要适用于比较松软的低透性煤层。在运用深孔进行爆破的初期, 爆破造成的压力会迅速的改变煤层之前的抵抗的应力, 并在爆点的附近形成一种破裂带和裂纹, 至于因为爆破造成的应力会呈现从中心向四周逐渐扩散的趋势, 最终形成了一系列的叠加强化的效果, 起到对煤层的破坏作用。在使用深孔控制爆破技术中, 两孔之间的距离也会对抽采技术的效果造成影响, 如果两孔之间相隔太近, 就可能会造成相互之间的贯通。根据大量的事实证明, 孔与孔之间的距离最好控制在5至6米的范围。原白沙矿区马田矿业公司爱和山煤矿、桐子山煤矿曾普遍利用该方法提高透气性进行瓦斯抽采。

3.3 旋转水力扩孔技术

在低透性煤层瓦斯抽采技术中, 旋转水力扩孔技术也是常见的抽采技术之一。这种抽采技术运用的原理是利用水会流动的特征, 在不旋转喷射嘴情况下产生一个三维方向的射流, 让水流呈现出一种螺旋的运动状态的同时不断扩散在周围的环境介质中。水流在射流的范围内会在轴向和径向这两个方向上分别产生对应的动力分量, 另外还会产生切向的速度, 旋转射流就因此形成了。旋转水力扩孔技术主要是通过旋转射流的原理将钻孔的直径进行扩大, 以此来增加钻孔煤层泄露瓦斯的面积, 实现增加抵御应力的作用。旋转水力扩孔技术可以增加生产层面上钻孔排除瓦斯的能力, 提高钻孔排除瓦斯的效果, 为提高煤层的透气性起到了较好的效果, 对于低透气性的煤层排除瓦斯有一定的应用价值。随着高压旋转射流技术的改进与适应性的不断提高, 该项技术措施将有较好的推广前景与发展空间。该技术在贵州湘能公司的义忠煤矿、神仙坡煤矿进行过试验, 取得了一些效果。

3.4 密集长钻孔技术

对于这种类型的瓦斯采抽技术, 一般使用最多的是斜向孔和交叉钻孔的方式, 采用斜向孔的可以成功实现生产和抽采技术的有效结合, 而对于交叉钻孔的抽采方式可以在保持原来工程总量的前提下提高煤层瓦斯的抽采效率。经过白沙矿区几个煤矿的实践证明, 在煤层中采用顺层交叉钻孔技术可以取得较好的抽采效果。另外, 交叉钻孔抽采技术还能够有效的降低煤层出现塌孔或者是孔堵的情况, 跟普通的平行钻孔技术相比, 效果更好。对于这种类型的抽采技术, 主要适用于区域性抽采的情况, 对于工作面上隅角瓦斯超限比较突出的问题, 这种抽采技术能够有效解决。采用这种钻孔技术深度最好控制的60米左右, 孔与孔之间的间距可以控制在3至5米左右。

3.5 网格式穿层钻孔技术

从白沙矿区目前的瓦斯抽采技术来看, 网格式的穿层钻孔技术也是其中最常使用的。网格式穿层钻孔技术的运用可以成功的解决在对煤层的顺层打孔时容易出现的各类问题。这主要是因为在对顺层进行打孔时, 容易出现钻喷孔以及塌孔等现象, 从而对瓦斯的抽采效果造成影响。对于面积较大的网格式穿层钻孔技术, 可以采用合理的布局与适当的深度对煤层的低透性进行调节, 从而提高将瓦斯释放出去的速度, 经过大量的实践证明, 网格式穿层钻孔技术能够满足生产的需要, 一般运用这种方法抽采的效率可以达到30%左右。这种方法主要实用在一些质地比较松软的低透气性煤层。

参考文献

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[3]许家林, 朱卫兵, 王晓振.基于关键层位置的导水裂隙带高度预计方法[J].煤炭学报, 2012 (5) .

低透气性软煤层 篇4

煤巷掘进工作面是最容易发生瓦斯事故的地方之一, 有效地预测和治理掘进工作面的瓦斯涌出及可能发生的瓦斯突出事故, 是减少煤矿瓦斯灾害的重要环节。全面掌握煤巷掘进瓦斯涌出规律可以使我们在生产过程中有针对性的采取煤巷掘进瓦斯治理措施, 对保障煤巷掘进工作安全有效地进行具有极其重要的意义。煤巷掘进工作面的瓦斯涌出规律随矿井的地质条件和掘进方法不同而有所差异, 本文实测了恒兴煤矿5706运输顺槽掘进时的瓦斯涌出数据并结合瓦斯涌出规律相关理论, 分析了其瓦斯涌出及煤壁瓦斯涌出强度衰减规律, 建立了该煤巷掘进瓦斯涌出模型, 为该矿煤巷掘进瓦斯涌出预测方法提供了新思路。

2 现场数据采集

2.1 5706运输顺槽概况

恒兴煤矿A5煤层平均厚8.37m, 倾角为81~86°, 与A7煤层间距为5.95m, 与A9煤层间距为39.74m, 其透气性较差。5706运输顺槽布置在A5煤层+2010m标高位置, 沿煤层顶板掘进, 巷道宽3.2m, 长2.4m, 风量为410m3/min。

2.2 巷道瓦斯涌出情况

A5煤层5706运输顺槽已掘进424m, 分掘进期间和停掘期间两种情况从424m处往掘进头方向每隔50m对各点进行瓦斯浓度测定, 每个测点同一情况下测定3组数据取平均值, 最终得出了该巷道各点不同情况下的平均瓦斯浓度, 由于现场风筒漏风不是很明显, 瓦斯涌出量计算忽略了漏风的影响, 瓦斯涌出情况如表1所示。

3 数据分析

掘进巷道瓦斯涌出由煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出两部分组成, 当掘进巷道较长时煤壁的瓦斯涌出量占掘进巷道瓦斯涌出总量的65~90%, 而煤壁瓦斯涌出又可以分为移动煤壁瓦斯涌出和固定煤壁瓦斯涌出。当巷道匀速向前掘进时, 在掘进工作面后面的巷道煤壁也就是固定的暴露煤壁, 其瓦斯涌出强度随暴露时间的延长而迅速衰减[1,2]。

3.1 5706运输顺槽巷道煤壁平均瓦斯涌出强度

单位暴露煤壁的瓦斯涌出量亦称为煤壁瓦斯涌出强度 (m3/m2·min) 。它与暴露时间的函数关系[2]可表示为:

式中:qt———煤壁暴露时间为t时, 煤壁上的瓦斯涌出强度, m3/m2·min;

t———煤壁暴露时间, d;

e———自然对数底;

α———煤壁瓦斯涌出衰减系数, d-1;

q0———暴露煤壁初始 (t=0时) 瓦斯涌出强度, m3/m2·min。[2]

同理对于巷道煤壁平均瓦斯涌出强度亦存在以上规律, 此处采用表1中的数据来计算巷道的平均瓦斯涌出强度, 并以此来分析巷道煤壁瓦斯涌出强度的衰减规律。巷道煤壁平均瓦斯涌出强度计算结果见表2。

由表2可得出煤壁暴露时间与巷道煤壁平均瓦斯涌出速度之间的关系如图2所示。由图2可以看出A5煤层暴露煤壁初始瓦斯涌出强度大, 但是其衰减很快, 在第三天已基本稳定, 为便于分析, 将这段巷道长度范围称为巷道煤壁瓦斯涌出强度衰减区。一般情况下, 当暴露时间t≥tn时, 透气性较好的煤层其瓦斯涌出量已经枯竭, 对于一条长距离掘进巷道其瓦斯涌出就会有一个最大值;但是对于透气性较差的A5煤层其煤壁瓦斯涌出强度则会趋于一个较小的稳定值, 其巷道掘进瓦斯涌出量在一定巷道长度范围内则会呈线性增长, 且随着巷道长度的增加, 这部分煤壁涌出的瓦斯所占巷道瓦斯涌出的比例也越来越大, 为便于分析则将这段巷道长度范围称为巷道煤壁瓦斯涌出强度稳定区。

3.2 5706运输顺槽巷道掘进瓦斯涌出分析

从表1中可知:由掘进时424m处的风量和瓦斯浓度计算得到该掘进工作面瓦斯涌出总量为;不掘进时该段巷道瓦斯涌出量即固定煤壁瓦斯涌出量为 , 占掘进巷道瓦斯涌出总量的90%;则掘进落煤瓦斯涌出量和移动煤壁瓦斯涌出量之和为3.28-2.95=0.33m3/min, 占掘进巷道瓦斯涌出总量的10%。

另掘进落煤的瓦斯涌出量[3]:

式中:s———掘进巷道断面积, m2;

ν———巷道平均掘进速度, 按300m/月计算, 为0.006944m/min;

γ———煤的视密度, γ=1.39, t/m3;

X0———煤层原始瓦斯含量, 4.23m3/t;

XC———运出矿井后煤的残存瓦斯含量, 经计算为0.86m3/t。

则掘进落煤的瓦斯涌出量q4=0.17m3/min, 移动煤壁瓦斯涌出量为0.33-0.17=0.16m3/min。

3.3 5706运输顺槽巷道掘进瓦斯涌出模型建立

根据表1数据对掘进期间各点的瓦斯涌出量通过excel进行回归分析, 发现掘进巷道长度与瓦斯涌出量存在一定的线性关系, 即y=0.0056x+0.9704, 如图3所示。

则结合5706顺槽巷道煤壁平均瓦斯涌出强度分析、巷道掘进瓦斯涌出定量分析和巷道长度与瓦斯涌出量关系分析, 5706顺槽在一定长度范围内时可建立掘进瓦斯涌出模型:

掘进巷道瓦斯涌出量=掘进落煤瓦斯涌出量+移动煤壁瓦斯涌出量+固定煤壁瓦斯涌出量 (煤壁瓦斯涌出强度衰减区) +固定煤壁瓦斯涌出量 (煤壁瓦斯涌出强度稳定区) , 如图4所示。

表述成公式则为:

式中:y———掘进工作面瓦斯涌出量, m3/min;

a———煤壁平均瓦斯涌出强度 (稳定区) , m3/m2·min;

x———巷道长度 (仅当x大于等于b时式3成立) , m;

b———煤壁瓦斯涌出衰减区长度, m;

c———煤巷暴露煤壁周长, 8.8m;

d———煤壁瓦斯涌出强度衰减区瓦斯涌出量, m3/min;

e———掘进落煤和移动煤壁瓦斯涌出量之和, 0.33m3/min。

式 (3) 可以进一步分解为:

结合图3回归分析所得掘进巷道瓦斯涌出量与巷道长度的关系式y=0.0056x+0.9704, 即可得煤壁平均瓦斯涌出强度 (稳定区) ;当掘进速度为10m/d时, 结合表2和图2取煤壁瓦斯涌出衰减区长度b=20m, 则:

从而得出煤壁瓦斯涌出强度衰减区瓦斯涌出量d=0.75m3/min。

通过以上分析得出:

煤壁平均瓦斯涌出强度 (稳定区) a为6.36×10-4m3/ (m2·min) ;

煤壁瓦斯涌出衰减区长度b取20m;

煤壁瓦斯涌出强度衰减区瓦斯涌出量d为0.75m3/min;

移动煤壁瓦斯涌出量为0.16m3/min;

掘进落煤瓦斯涌出量为0.17m3/min。

4 实际应用

根据得出的巷道长度与巷道掘进瓦斯涌出规律式 (3) , 可以认为该巷道在设计长度范围内瓦斯涌出量会随着掘进的进行一直呈线性增加。工作面探头设置的报警值为0.8%, 则在现有标高位置的煤巷掘进情况下, 如果不增大巷道风量或者采取相应的瓦斯治理措施, 当巷道掘进至424m左右就会出现瓦斯超限现象。

根据巷道长度与巷道掘进瓦斯涌出规律式 (6) , 可计算出绝对瓦斯涌出量为3m3/min时的巷道长度为362m, 因此今后在+2010m标高以下的A5煤层中开掘巷道时, 只要巷道设计长度大于362m, 煤巷掘进工作面的瓦斯涌出量就会大于3m3/min, 按照相关要求, 矿井必须进行瓦斯抽采, 并实现抽采达标[4]。煤壁瓦斯涌出占该巷道瓦斯涌出的绝大部分, 因此该巷道瓦斯治理措施应以治理煤壁瓦斯涌出为主。

结合以上分析, 矿方在5706运输顺槽掘进工作面布置了边掘边抽钻孔, 降低了掘进工作面的落煤瓦斯涌出量和移动煤壁瓦斯涌出量;在工作面后方50m范围内 (煤壁瓦斯涌出强度衰减区) 布置了顺层钻孔进行抽采, 并加大了巷道供风量, 最终将巷道掘进瓦斯涌出量降到了3m3/min以下, 巷道瓦斯浓度降到了0.8%以下, 煤巷掘进工作面瓦斯治理工作取得了良好效果。

5 结论

(1) 通过对透气性较差的5706运输顺槽掘进瓦斯涌出参数的研究分析, 得出了适合该类煤巷的瓦斯涌出预测计算公式, 为该类煤巷掘进瓦斯涌出预测提供了新思路, 为该矿煤巷瓦斯治理提供了理论依据。

(2) 煤壁瓦斯涌出是巷道瓦斯涌出的重要组成部分, 且巷道掘进长度越长其所占比例越大, 是煤巷掘进过程中瓦斯治理的重点, 通过以上分析认为对于经预测瓦斯涌出量较大的煤巷掘进工作面应提前做好瓦斯治理工作, 以做到瓦斯治理工作的有效性、可靠性和有预见性, 确保矿井安全生产。

(3) 通过巷道煤壁瓦斯涌出强度的衰减曲线判定A5煤层钻孔瓦斯衰减系数较大, 透气性系数相应较小, 与该煤层瓦斯参数一致。

摘要:为了研究低透气性煤层巷道掘进期间的瓦斯涌出规律, 在恒兴煤矿5706运输顺槽分段实测了掘进巷道瓦斯涌出量, 模拟和掌握了恒兴煤矿5706运输顺槽煤壁瓦斯涌出强度的衰减规律, 对煤巷掘进瓦斯涌出进行了详细的定量分析, 给出了掘进落煤瓦斯涌出量、移动煤壁瓦斯涌出量以及煤壁平均瓦斯涌出强度等参数, 建立了煤巷掘进瓦斯涌出规律模型, 为恒兴煤矿A5煤层巷道掘进期间的瓦斯治理工作提供了科学依据, 使低透气性煤层煤巷瓦斯治理工作更有预见性。

关键词:低透气性煤层,煤壁瓦斯涌出强度,煤巷瓦斯涌出规律

参考文献

[1]王兆丰, 肖东辉, 陈向军.分源法预测望云煤矿瓦斯涌出量[J].煤, 2008, 17 (6) :24~26.

[2]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册 (修订版) [M].北京:煤炭工业出版社, 2005:68~76.

[3]国家安全生产监督管理总局.《矿井瓦斯涌出量预测方法》, 2006, 02.

低透气性煤层边掘边抽技术研究 篇5

关键词:低透气性,边掘边抽,RFPA,瓦斯压力

五阳煤矿主要开采沁水煤田3#煤层, 在浅部开采时, 煤层透气性好, 煤层瓦斯易于抽采, 近年来开采深度逐渐延伸到400m以后, 瓦斯含量明显增加, 透气性减小, 抽采难度大, 降低了煤矿瓦斯抽采效率[1,2,3]。为了解决五阳煤矿低透气煤层的瓦斯抽采难题, 优化抽采系统, 利用有限地抽采资源更多的抽采出煤层中的瓦斯, 提高煤矿的安全生产水平, 增加抽采时间和效果[4,5,6,7], 本文对煤层边掘边抽问题进行了研究。

2 瓦斯抽采数值计算与分析

2.1 地质概况

五阳煤矿3#煤层位于二叠系下统山西组, 地质保有储量为14920.5万吨, 煤层标高为100m~700m, 煤层厚度1.50~7.90m, 平均5.75m, 倾角2°~7°, 坚固性系数f为0.30~0.56。煤层顶底板岩性自下而上分别为粉砂岩、黑色泥岩、泥岩、粉砂质泥岩、细砂岩。3#煤层的透气性系数为0.0605m2/ (MPa2·d) ~1.7415m2/ (MPa2·d) , 属于较难抽采煤层, 介于这种情况, 提出采用边掘边抽的抽采方式, 增加抽采时间, 防止掘进工程中瓦斯事故的发生。

2.2 边掘边抽数值计算模型建立

根据五阳煤矿地质条件和煤岩物理力学条件等建立了掘进工作面边掘边抽的计算模型, 建立模型方式从7801巷道中部截取水平面, 模型大小为200m宽, 100m高, 划分40000个网格单元, 模型底边设为固定边界, 左右两边采用铰接固定, 模型采用莫尔-库仑模型, 细观基元的弹性模量和强度服从Weibull统计分布, 建立模型及边界情况如图1, 模型的相关参数见表1所示。

2.3 边掘边抽数值计算与分析

(1) 瓦斯渗流场压力梯度分析

计算求解模型, 随着抽采时间的不同, 瓦斯渗流场压力梯度变化如图2所示。

随着抽采时间推进, 抽采孔的抽采影响范围在逐渐地扩大, 从开始抽采到抽采30天这段时间之内, 抽采孔周围的瓦斯压力梯度变化较大, 抽采效果显著, 但是随着时间的推进, 瓦斯压力梯度变化不是很明显, 煤层内的渗透难度增大。

(2) 边掘边抽条件下钻孔夹角分析

选择平行和垂直于抽采孔前方的结构单元 (L1和L2) , 提取数据进行分析。分析发现:钻孔前方瓦斯压力梯度10天后变化不明显, 影响范围在12m左右, 瓦斯压力为0.734MPa, 为初始瓦斯压力的73%;钻孔垂直方向瓦斯压力梯度15天后变化不明显, 影响范围在18m左右, 瓦斯压力平均下降到0.549MPa。由于边掘边抽是为了抽采本煤层范围内的瓦斯, 煤层厚度约为6m, 在垂直方向上满足要求, 在水平方向上可以适当扩大钻孔之间夹角, 充分发挥每个钻孔的作用, 钻孔角度设计如图3所示。

(3) 瓦斯抽采效果评价

取掘进头前方模型单元, 其瓦斯压力梯度随时间变化规律如图4。

由图可知, 掘进头前方位置的瓦斯抽采效果较好, 受掘进头自身工程扰动的影响, 瓦斯压力梯度变化更大。当抽采10天后, 煤层瓦斯压力降低了40%, 瓦斯压力平均值为0.692MPa;抽采20天后, 瓦斯压力位0.602MPa, 瓦斯压力降低了60%;抽采30天后, 瓦斯压力基本趋于稳定为0.583MPa, 瓦斯抽采影响范围达到20多米, 抽采效果能够满足现场的实际需要。

3主要结论

应用软件系统对瓦斯在煤体中的运移进行耦合求解, 建立边掘边抽模型并进行了计算分析。分析了掘进头在不同位置时的抽采效果, 对边掘边抽的钻孔抽采影响范围进行分析得出抽采孔周围受抽采影响的煤体重叠范围过大, 浪费抽采资源, 经分析得出钻孔布置参数, 每一个平面内的3个钻孔同巷道的夹角分别为9°、19°和25°为宜。为了使钻孔瓦斯抽采量达标, 必须延长抽采时间。

参考文献

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[2]王文才, 等.煤与瓦斯突出矿井的瓦斯抽放技术[J].现代矿业, 2014, 01:103-105.

[3]吴岳云.天户煤矿瓦斯治理技术研究[J].内蒙古煤炭经济, 2014, 08:153-154.

[4]商登莹.煤层增透与顶板弱化聚能爆破技术研究[D].中国矿业大学 (北京) , 2014.

[5]薛德平, 等.低透气性煤层瓦斯综合治理技术实践[J].矿业安全与环保, 2013, 01:81-84.

[6]高宏, 等.五阳煤矿瓦斯抽采参数优化研究[J].矿业安全与环保, 2013, 03:29-32.

低透气性软煤层 篇6

郑煤集团现有23对生产矿井, 建立了36套瓦斯抽采系统, 其中地面抽采系统17套, 井下抽采系统19套, 2008年抽采瓦斯3 400万m3。

1 主要抽采技术及适用性

1.1 采空区抽采技术

1.1.1 高抽巷抽采

高抽巷抽采原理就是利用工作面形成的竖向裂隙带和横向环形裂隙圈的卸压作用进行瓦斯抽采 (见图1) 。

A—煤壁支撑影响区;B—离层区;C—重新压实区Ⅰ—冒落带;Ⅱ—裂缝带;Ⅲ—弯曲下沉带;

郑煤集团裴沟、超化等矿在综放工作面常用抽采方法均为沿顶煤层高抽巷抽放, 高抽巷具体设计为与上副巷内错10~15 m, 每段高抽巷长约100~130 m, 两端高抽巷压茬至少15 m距离。采用大断面支护, 扩大了瓦斯积存空间[3] (见图2) 。

1.1.2 高位钻孔

高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放, 主要作用是以工作面回采压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯, 该法是有效解决工作面瓦斯超限问题的一项重要措施。积聚在采空区顶板裂隙带的瓦斯量非常大, 在井下通风压力变化时这些瓦斯容易流动到采煤工作面, 造成工作面瓦斯严重超限。

1.1.3 高抽巷埋管抽采

高位巷能否起到较好的抽放效果, 关键是抽放巷一定要处于采空区裂隙带内, 此处透气性较好, 又处于瓦斯富集区, 能抽到高浓度瓦斯。超化、裴沟两矿均已采用煤层高位抽放巷, 但裴沟矿高位巷抽放浓度较低, 约为2%~7%, 这是由于高位巷顶端处在煤层内, 出口与工作面相接, 在抽放负压的引领下, 工作面的风流吸入高抽巷, 导致瓦斯浓度降低。为此, 该矿实施了高位巷埋管抽采, 使抽放端头直接处于采空区内, 管路布置如图3所示。

1.2 本煤层抽采技术

1.2.1 顺层钻孔抽采

本煤层顺层钻孔瓦斯抽采技术是突出区预抽瓦斯消除突出危险的常规技术方法, 目前已应用于郑煤大平、告成等突出矿井。

1.2.2 卸压区浅孔抽采

在高抽巷和高位钻孔浓度处于周期性较低的时段, 应用本煤层钻孔抽放以补充抽放浓度和流量。攻关过程中, 开发应用了卸压区浅孔抽放技术, 在本煤层卸压区抽放、防突过程中取得了不错的效果[3]。

1.3 煤层底板穿层钻孔抽采

作为先抽后采示范工程之一, 在崔庙矿进行了煤层底板穿层钻孔抽采试验。实施结果表明, 当抽放时间为100 d时, 以煤层瓦斯抽出率30%为抽放有效性指标, 该穿层抽放钻孔的抽放有效半径为2 m, 影响半径为3~5 m。按照常规的钻孔间距布孔, 难以达到区域消除突出危险性的目的, 必须辅以煤层卸压增透等强化抽放技术措施。

2 增透卸压强化抽采技术

2.1 高压磨料射流割缝增透技术

高压磨料射流割缝增透防突技术是对透气性系数低、原始瓦斯含量大、有突出危险的煤层进行超前水力割缝。割缝的目的在于提高瓦斯排放效果, 改变巷道工作面前方煤层的瓦斯动力性质。煤层的超前水力割缝形成的卸压、排瓦斯钻孔槽, 能使煤层的地应力和瓦斯压力重新分布, 从而使煤体中的高应力变形区和高瓦斯压力区得以消失[3]。在郑煤集团大平煤矿16071采煤工作面试验表明, 高压磨料射流在f=0.3的煤层里割缝平均宽度在1 002 mm、平均高度38 mm以上, 每次割缝作业平均能切割出5.2 t煤, 大大增加了瓦斯释放空间;在大平矿16121下副巷试验的330 m巷道中没有发生一次瓦斯突出事故, 最高月进尺74 m, 掘进速度由原来的平均25 m/月提高到49 m/月, 提高96%;单循环掘进时间由原来的平均3~4 d减少为1~2 d, 减少了2~3倍。

2.2 井下高压水力压裂强化抽采技术

2009年初, 郑煤集团与河南省煤层气开发公司合作, 在崔庙煤矿井下开展高压水力压裂强化抽采试验, 已取得初步成功。从崔庙煤矿1号压裂孔和检验孔抽放数据来看, 压裂后, 排水期间浓度较低, 排出水量亦不大, 但当排水结束后, 浓度迅速上升4倍以上 (见图4) 。

3 结论

郑州矿区所采二1煤层为国内少有的极低透气性高瓦斯煤层, 瓦斯抽采工作面临重大的技术障碍。虽然近几年相继开发和推广应用了多种抽采技术, 在实现瓦斯综合治理近期目标、降低瓦斯超限次数和杜绝瓦斯事故方面发挥了重要作用, 但从整体考察, 在抽采总量和抽出率方面效果仍不理想, 综合抽采水平较低, 还不能适应瓦斯综合治理工作的迫切需要。同时现有技术措施大多费时费力, 而且成本较高。郑煤集团在崔庙煤矿开展了近2a的区域治理技术攻关试验, 主要方向是近距离极薄保护层开采技术和底板岩石穿层钻孔抽采条带消突技术。已有工作表明, 保护层开采由于一9煤开采条件限制, 效率低下, 工程成本高, 难以满足正常生产需要;底板岩石穿层钻孔抽采, 以钻孔间距4m实施瓦斯抽采, 尚且难以达到消除突出危险性的目的, 必须辅以有效的煤层增透卸压等强化抽放技术措施。

参考文献

[1]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[2]何学秋, 申宝宏, 罗海珠, 等.煤矿瓦斯防治技术与工程实践[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2009.

[3]林伯泉, 等.高压磨料射流割缝技术及其在防突工程中的应用[J].煤炭学报, 2007 (9) :959-963.

低透气性软煤层 篇7

关键词:高瓦斯,低透气性,顺层瓦斯抽采,“两堵一注”

《防治煤与瓦斯突出规定》要求, 突出危险区回采区域必须执行区域防突措施。对于郑州矿区单一突出煤层来说, 顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施具有钻进速度快、费用低、有效孔段长等特点, 是一种较为经济、合理的选择[1,2]。顺层钻孔封孔质量的好坏直接关系到突出危险区回采工作面防突的效果, 但目前顺层钻孔封孔技术差, 造成了瓦斯抽采浓度低, 抽采效率低。为此, 本文从不同封孔材料、不同封孔段长度、氧含量、瓦斯含量等方面论述改进后的封孔方式及变化后的瓦斯抽采情况。

1 试验区概况

郑煤集团公司裴沟煤矿为煤与瓦斯突出矿井, 矿井绝对瓦斯涌出量28.53 m3/min, 相对瓦斯涌出量7.22 m3/t。主采的二1煤层属三软不稳定煤层。井田范围内地质条件复杂, 全层构造煤, 煤层瓦斯压力大, 含量高, 透气性低, 属难抽煤层。试验地点选取在31采区首采31071工作面回风联巷口以里200 m范围内的煤层 (图1) 。该区域位于突出危险区内, 煤厚4.0~17.3 m, 平均厚9.67 m, 工作面煤层原始瓦斯含量6.03~8.31 m3/t, 煤层透气性系数0.005 6 m3/ (MPa2·d) , 工作面经原封孔方式抽放后, 残余瓦斯含量平均为5.25 m3/t。

2 原封孔工艺及改进

该试验区原采用顺层钻孔进行瓦斯抽采, 顺层

钻孔直径为89 mm, 封孔管直径为25 mm, 封孔段长9 m, 花管长1 m, 封孔材料为聚氨酯。该区域原瓦斯抽采浓度最高18%, 抽采30 d后浓度降至2%以下。通过分析得知, 瓦斯抽采浓度低主要是由于封孔段长度和封孔工艺的影响。原封孔工艺采用聚氨酯封孔, 不能保证封孔管全段封孔, 容易在长期瓦斯抽采过程中造成钻孔壁产生离层裂隙, 与巷道轮廓线外形成的破碎区贯通, 导致瓦斯抽采浓度降低。此外, 钻孔孔径较小, 不能保证孔壁附近形成足够的破碎区, 对孔壁附近的透气性影响较小。针对上述情况, 试验区顺层瓦斯抽采钻孔改进为钻孔直径113 mm, 封孔管直径50 mm, 封孔段长18 m, 封孔材料的选用本着密封性好、速度快、操作简单等原则, 采用树脂材料、P.O42.5普通水泥、膨胀水泥, 采用“两堵一注”封孔工艺 (图2) 。普通水泥按照水灰比1∶1进行配比, 膨胀水泥按照水灰比2∶1进行配比, 注浆压力为0.5~1.0 MPa, 花管长6 m, 实管长18 m, 注 (返) 浆管管径32 mm, 注浆管长16 m, 返浆管长4 m, 注浆管、封孔管材料为PVC管, 树脂材料采用特殊封孔泵分别将A、B原料进行注浆, 注浆管为Ø5 mm塑料软管。采用31采区瓦斯抽采泵进行抽采, 额定抽采流量为60 m3/min, 抽采极限负压80 kPa, 抽采主管路管径300 mm。

3 试验效果对比

3.1 不同封孔段长度对抽采浓度的影响

通过对比不同封孔材料瓦斯抽采的平均浓度, 考察封孔段长度分别为9, 18 m时的区别。通过瓦斯抽采平均浓度变化曲线 (图3) 可以看出, 封孔段长度达到18 m后, 瓦斯抽采浓度增加, 瓦斯抽采速度衰减变慢, 瓦斯抽采浓度相对稳定, 能够对顺层钻孔进行有效封堵。通过对封孔数据对比发现, 封孔段长度达到18 m后, 瓦斯抽采平均浓度最高达35%;封孔段长度9 m时, 瓦斯抽采平均浓度最高达15%, 前者是后者的2.3倍。说明封孔段长度达到18 m后, 能够对顺层钻孔周围的破碎裂隙进行有效封堵, 能够满足瓦斯抽采的需要。

3.2 不同封孔材料对抽采气样影响

3.2.1 瓦斯浓度

瓦斯抽采浓度是衡量瓦斯抽采效果的重要指标之一, 通过考察封孔段长度达到18 m后, 不同封孔材料瓦斯抽采平均浓度变化, 来考察不同封孔材料之间的细微差别以及判断封孔质量的好坏。经过90 d的瓦斯抽采, 全段树脂材料封孔最高瓦斯浓度24%, 普通水泥单孔最高瓦斯抽采浓度46%, 膨胀水泥最高瓦斯抽采浓度26%, 分段聚氨酯封孔最高瓦斯抽采浓度15% (图4) 。通过对比瓦斯抽采平均浓度发现, 利用普通水泥封孔, 瓦斯抽采浓度要略高于膨胀水泥和矿用合成树脂, 前3种封孔材料较分段聚氨酯封孔都有较大幅度的提高。从瓦斯浓度维持时间上看, 前3种封孔材料相对稳定, 聚氨酯变化较大, 这说明进行封孔段长18 m的全段封孔要优于分段封孔, 能增加封孔段密实程度, 普通水泥优于膨胀水泥和树脂材料。

3.2.2 氧含量

瓦斯抽采气样中的氧含量也是判定封孔质量好坏的重要指标之一。因此, 为了考察3种封孔材料的气密性, 分别选取3种材料瓦斯抽采代表钻孔, 对代表钻孔瓦斯抽采气样的考察。分别利用气象色谱仪考察不同封孔材料中瓦斯抽采气样中的氧含量, 来确定不同封孔材料的气密性。不同封孔材料瓦斯抽采气样中氧含量数据见表1。由表1知, 利用膨胀水泥封孔效果最好, 利用普通水泥封孔效果次之, 利用树脂材料封孔效果最差。

3.2.3 瓦斯含量

通过测定煤层残余瓦斯含量来确定3种封孔材料对降低煤层中瓦斯含量作用的大小。分别在采用树脂材料、普通水泥以及膨胀水泥封孔的钻孔进行瓦斯含量测试, 孔深50 m, 孔径94 mm, 结果见表2。通过对比发现, 采用膨胀水泥封孔的瓦斯抽采效果较好, 瓦斯含量在原先的基础上降低了37.52%。

4 结语

(1) 通过分析确定顺层钻孔瓦斯抽采受巷道轮廓线外卸压带的影响, 增加封孔段长度和增强封孔材料的密实性有利于提高顺层钻孔瓦斯抽采浓度。

(2) 通过分析原封孔工艺中存在的问题, 确定了“两堵一注”封孔技术的具体操作工艺。实践表明, 封孔段长度由9 m增加到18 m后, 不同封孔材料的顺层钻孔瓦斯抽采气样中的氧含量和煤层中的瓦斯含量均有所降低, 瓦斯抽采浓度提高了2.3倍左右, 效果明显。

参考文献

[1]于不凡, 王佑安.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.

低透气性软煤层 篇8

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.

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