预抽煤层瓦斯（精选7篇）
预抽煤层瓦斯 篇1
1 矿井概况
三门峡龙王庄煤矿井田位于三门峡市陕县和渑池县交界处, 东距渑池县23km, 西距三门峡市43km, 南北走向长8km, 东西宽1.8~2.5km, 井田面积11.54km2, 服务年限55年。行政区划属渑池县英豪镇管辖, 井田范围:西部以F10断层与石壕井田为界, 东部以F15断层与蓸窑井田为界, 主采二1煤为焦煤, 厚度0.19~11.19m, 可采煤层平均厚3.78m, 煤层赋存标高+300~-200m, 赋存不稳定。龙王庄煤矿二采区局部瓦斯含量高, 瓦斯压力大, 煤尘经鉴定具有爆炸危险性。本煤矿属三软煤层, 煤层难注水, 单一的抽放瓦斯效果不好。经提议研究采用高压长孔注水配合预抽煤层瓦斯综合治理, 降低局部 (二采区) 高瓦斯压力和瓦斯含量, 使煤层充分卸压, 从而预防煤与瓦斯突出、防止冒顶、减少煤尘生成量, 确保矿井安全生产。
2 高压长孔注水防突机理
高压长孔注水是在回采工作面预先在煤层中打若干长钻孔, 采用高压注水提高注水湿润范围, 并加表面活性剂 (润滑剂) 降低水的极性, 从而提高注水速度和注水量, 使水深入煤体内部。被水湿润的煤, 其力学性能发生很大变化, 它的塑性提高了, 弹性模量减小了, 从而使地应力分布均匀化, 地应力和瓦斯压力梯度都减小, 弹性潜能降低, 其释放的速度变小, 大大减小了突出释放弹性潜能的功率水平;水进入煤的空隙, 降低了瓦斯放散初速度 (可减小90%) , 增加了瓦斯流动的阻力, 从而削弱了瓦斯在突出过程中的作用, 减小了瓦斯内能。
3 高压长孔注水施工工艺
高压长孔注水是从采煤工作面的进风巷或回风巷, 沿煤层倾斜方向平行于工作面打上向孔或下向孔, 注水孔长为30~100m;当工作面切眼长度超过120m而单向孔达不到设计深度或煤层倾角有变化时, 可采用上向、下向钻孔联合布置钻孔注水。
3.1 注水工艺实施顺序
(1) 打钻, 随后封孔。
(2) 钻孔排放瓦斯 (即可减少注水的阻力, 又可提高湿润效果) 。
(3) 向煤层注水, 对难注水煤层采用反复间歇注水效果比连续注水好, 注水的累积时间不少于500h。
(4) 注水结束后, 保持一定时间 (一个月) 以扩展湿润效果, 使应力分布均匀化。
3.2 钻孔参数及施工要求
(1) 孔径42~100mm。
(2) 孔长决定于阶段斜长和地质变化, 长钻孔设计为30~100m。
(3) 注水压力高压注水压力要求在9.8MPa以上, 注水压力过高会使煤沿弱面破裂造成水流失, 达不到均匀充分湿润的要求;水压过低, 注不进水, 达不到湿润指标, 因此, 在不压迫煤体或水从弱面流出和注水设备能够承受的前提下, 尽量提高注水压力, 已达到湿润煤体, 增加煤的裂隙, 进而有利于抽放瓦斯, 预防煤与瓦斯突出的目的。
(4) 封孔长度和深度取决于注水压力, 煤层的裂隙发育程度、沿巷道边缘煤体的破碎带宽度、煤的透水性及钻孔方向等。高压注水, 其封孔长度要大, 一般为5~20m。
(5) 封孔质量封孔质量是保证注水措施效果的关键工序, 封孔质量差, 会造成漏水、破坏孔口, 甚至使钻孔报废, 注水量不能达到设计要求, 因此, 封孔质量要达到设计要求。
(6) 封孔方法常用的封孔方法分为水泥砂浆封孔和封孔器封孔。
水泥砂浆封孔钻孔中充填水泥的方法可采用水泥砂浆灌注法、人工封堵法、送泥器封堵法、泥浆泵封堵法等。采用水泥封孔时, 应先将封孔段的钻孔直径扩大到76~110mm, 首先应向钻孔注入水泥砂浆, 其水泥、沙子和水的比例为1∶1∶2进行注浆封堵钻孔。
封孔器封孔在长钻孔的封孔中, 因封孔深度比较长, 水泥砂浆封堵难度大, 所以也可采用封孔器封孔, 使用封孔器封孔, 对钻孔质量要求较高, 孔径要圆, 孔壁要平, 弯度要小, 孔壁直径比封孔器胶筒直径大5~10mm为宜。封孔器封孔法操作方便, 简化了封孔工艺, 且封孔器可以复用, 材料消耗少, 封孔成本较低。
4 煤层注水效果检验
为增加煤层孔隙, 降低瓦斯放散初速度, 增加瓦斯流动阻力, 达到削弱甚至消除煤层突出危险性的要求, 必须保证煤层充分湿润, 即注水后煤的水分应不小于5%。这时每吨煤储量需注入钻孔的水量应达到0.02~0.04m3。若实测煤层含水量大于等于5%, 则煤层已有充分的水量;若含水量小于5%, 则需对钻孔进行补充注水。
5 预抽煤层瓦斯可行性分析
经过高压长孔注水并添加润滑剂的应用, 扩大了注水面积, 加快了注水速度, 增加了煤的裂隙, 提高了煤的孔隙率, 煤层的透气系数增高。并结合利用已经形成的煤层巷道, 在注水钻孔附近向突出煤层内打密集钻孔取煤使煤体区域卸压, 同时抽放瓦斯释放其潜能, 然后在经过较长时间 (几十天到几十个月) 的预抽煤层瓦斯进一步降低其瓦斯压力和瓦斯含量, 并由此引起煤层的收缩变形、地应力下降、煤层的透气系数进一步增高、地应力与瓦斯压力梯度减小和煤的坚固性系数增加等变化, 从而达到消除突出危险性的要求。
6 预抽煤层瓦斯效果分析
实验表明, 经过均匀分布在煤层内的网格排列的钻孔取煤和预抽煤层瓦斯, 使地应力与弹性能显著降低, 引起煤层收缩变形量达2‰以上, 煤的坚固性系数提高近1倍;透气性系数增高6倍, 瓦斯抽出率大于40% (瓦斯抽出率等于瓦斯抽出量占钻孔控制范围内煤层瓦斯储量的百分比) 。瓦斯压力降至0.6MPa以下, 残余瓦斯含量小于该煤层原始瓦斯含量值的60%。这就大大降低了瓦斯压力梯度, 使局部高瓦斯突出危险煤层转化为无突出危险煤层。
7 结论
现场试验研究表明, 与以往的煤层注水效果相比, 高压长孔注水对难注水煤层具有较好的注水效果, 它有效增加煤层的湿润范围, 增加煤的裂隙和孔隙率, 有利于提高瓦斯抽放效果。加润滑剂 (洗衣粉) 可以降低水的极性, 使煤的注水速度提高20%~30%, 增加瓦斯的流动阻力, 降低瓦斯的放散初速度, 从而有效预防煤层冒顶的发生。
摘要：针对1205工作面煤层松软, 煤层孔隙率低, 注水难度大, 我矿进行了高压长孔注水配合预抽煤层瓦斯相结合的技术研究, 系统的研究了三软难抽采煤层注水的影响因素, 瓦斯抽采过程中煤层地应力及煤层变形的变化规律, 煤层孔隙率的变化, 煤层卸压瓦斯流动及瓦斯抽采变化规律。
关键词：煤层注水,煤层透气性,瓦斯压力,瓦斯含量,瓦斯抽采,表面活性剂
参考文献
[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.
[2]杨胜强.粉尘防止理论及技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.
[3]程远平, 等.煤矿瓦斯治理“先抽后采”的实践与作用[J].采矿与安全工程学报, 2006, 23 (4) :389-392.
[4]程远平, 俞启香.中国煤矿区域性瓦斯治理技术的发展[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (4) :384-389.
煤层瓦斯预抽合理参数试验研究 篇2
煤矿瓦斯抽放是减轻矿井通风负担、减少矿井和采区瓦斯涌出量、消除煤与瓦斯突出危险的有效途径, 合理的瓦斯抽放钻孔参数主要包括瓦斯抽放钻孔间距和瓦斯抽放时间。瓦斯抽放钻孔间距越小, 虽然有利于增加抽放量和缩短预抽时间, 但却会增加施工钻孔的工程量, 从经济效益角度考虑不合理。钻孔间距过大, 必然会留有钻孔控制不到的范围, 即使增加预抽时间, 瓦斯抽放率也可能达不到《煤矿安全规程》和AQ1026-2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》的有关要求。所以, 采取合理的瓦斯抽放钻孔间距和合理的预抽时间, 在达到所需瓦斯抽放率的基础上, 既保证了矿井安全生产, 又节约了施工抽放钻孔的工程量。
1 永安煤矿及3101试验工作面瓦斯抽放情况
永安煤矿井田走向长约0.55 km, 倾斜宽约2.0 km, 面积为1.071 7 km2。矿井采用立井开拓、中央并列式通风, 井田内含煤5～12层, 其中可采煤层为3号和15号煤层, 目前正在回采的3号煤层为突出煤层。
3101工作面位于3盘区, 煤层平均厚4.94 m, 倾角2°～4°, 煤的容重1.40 t/m3, 区内地质构造简单, 煤层赋存稳定。工作面走向长为400 m, 倾向长为100 m。煤层瓦斯含量为14.56 m3/t, 煤层原始瓦斯压力为1.42 MPa。为了考察不同钻孔间距的瓦斯抽放效果, 最终确定合理的瓦斯抽放钻孔间距。项目组在3101工作面回风巷布置了三组不同间距的瓦斯抽放钻孔, 如图1所示。其中块段1中钻孔间距为5 m, 块段2钻孔间距为6 m, 块段3钻孔间距为7 m。各块段均布置5个钻孔, 钻孔长度为80 m, 钻孔直径87 mm, 封孔长度5 m以上, 钻孔施工完后, 与抽放管路连接, 在负压相同的条件下进行瓦斯抽放。
2 瓦斯抽放效果考查方法
通过连续测定每天的抽放量, 得出钻孔日平均瓦斯抽放纯量qc随时间的变化规律为[1]:
式中, qct为抽放时间t时钻孔平均瓦斯抽放量, m3/min;qc0为钻孔初始瓦斯抽放量, m3/min;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;t为钻孔组平均抽放瓦斯时间, d。
对式 (1) 积分, 可以得到任意时间t内钻孔瓦斯抽放总量:
式中, Qct为时间t内钻孔抽放瓦斯总量, m3;Qcj为钻孔极限瓦斯抽放量, m3。
各块段钻孔瓦斯抽放量随时间的变化曲线如图2～4所示。
对比图2、3、4可以看出:抽放钻孔间距越小, 初始瓦斯抽放量qc0越大, 瓦斯抽放量衰减系数β越小, 瓦斯抽放效果越好。
虽然减小预抽钻孔间距能起到较好的瓦斯抽放效果, 但也会增加施工抽放钻孔的工程量, 从经济效益角度考虑不合理。所以合理的预抽钻孔间距应该从瓦斯抽放效果和工作面采掘接替时间等方面综合考虑。
3 不同钻孔间距下预抽率与时间关系
瓦斯预抽率是衡量钻孔预抽煤层瓦斯效果的主要指标, 它是指在一定抽放时间下某一范围内钻孔瓦斯抽出量与该范围内煤层瓦斯储量之比, 常用式 (3) 计算[2]:
式中, η为瓦斯预抽率, %;Qct为时间t内钻孔抽出纯瓦斯总量, m3;L为钻孔控制范围走向长度, 近似取钻孔间距, m;l为预抽钻孔平均长度, 取80 m;m0为煤层平均厚度, 取4.94 m;r为煤的容重, 取1.40 t/m3;W0为煤层原始瓦斯含量, 取14.56 m3/t。
不同间距钻孔预抽率与时间关系如图5所示, 由图5可以看出: (1) 对于永安煤矿3号煤层, 当抽放钻孔为5 m时, 预抽时间200 d时, 瓦斯抽放率达到30%, 极限抽放率大约为39%; (2) 钻孔为6 m时, 极限抽放率为23%, 钻孔为7 m时, 极限抽放率为19%, 都达不到有关规程和标准的要求; (3) 在钻孔有效抽放时间内, 当抽放时间相同时, 钻孔间距越小, 预抽率越高, 钻孔间距越大, 预抽率越小, 这就是说, 钻孔间距不同时, 要达到相同的预抽率, 钻孔间距大所需时间长, 间距小所需时间短; (4) 预抽率随时间延长有整体增加的趋势, 但增加的速度逐渐减小并趋于零。对于一定间距而言, 当抽放时间达到某一值时, 抽放率几乎与抽放时间的增加无关, 即存在一个合理预抽期的概念; (5) 当钻孔间不存在抽放效应重叠时, 不同间距的钻孔组有各不相同极限抽放率, 钻孔间距越小, 极限抽放率越大, 钻孔间距越大, 极限抽放率越小。也就是说加大钻孔密度有利于提高预抽率。
4 突出煤层需达到的抽放率
《煤矿安全规程》第190条规定:采用预抽煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出, 抽放瓦斯的效果如何, 能否达到防突目的, 要通过一定的指标和对矿井的实际考察结果来衡量。可选用下列指标之一来确定: (1) 预抽煤层瓦斯后, 突出煤层残余瓦斯含量应小于该煤层在此突出区域始突深度的煤层原始瓦斯含量; (2) 煤层瓦斯预抽率应大于30%。煤层瓦斯预抽率应按照钻孔控制范围内煤层瓦斯储量、抽放瓦斯量、自然排放量来计算。AQ1026-2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》也规定:突出煤层工作面采掘作业前必须把控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将煤层瓦斯压力降到始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力, 则必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下, 或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa (表压) 以下。
永安矿3号煤层为突出煤层, 瓦斯预抽率应大于30%, 且必须将煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下, 或将煤层瓦斯压力降到0.74 MPa (表压) 以下。
具体的瓦斯抽放率可按下式确定[3]:
式中, ηX为防突型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;p0为煤层原始瓦斯压力, 取1.42 MPa;p1为煤层不发生突出的最大临界瓦斯压力, 无实测临界瓦斯压力时, 按《防治煤与瓦斯突出规定》取0.74 MPa;b为煤的瓦斯吸附常数, 取0.557 MPa-1。
经计算ηX=33.91%。
结合图5可以看出, 只有在钻孔间距5 m且抽放时间在200 d以上, 才能达到防治煤与瓦斯突出所需的瓦斯抽放率。
5 结论
抽放钻孔间距越小, 初始瓦斯抽放量qc0越大, 瓦斯抽放量衰减系数β越小, 瓦斯抽放效果越好;在钻孔间距5 m, 且抽放时间在200 d以上, 才能达到防治煤与瓦斯突出所需的瓦斯抽放率;钻孔间距大于6 m, 即使增加预抽时间, 也不能满足有关规程和标准对瓦斯预抽率的要求;在采掘接替紧张, 预抽时间达不到200 d时, 要达到防治煤与瓦斯突出所需的预抽率, 必须缩小预抽钻孔间距;钻孔封孔长度必须5 m以上且封孔严密, 保证钻孔有足够的抽放负压。
参考文献
[1]煤炭科学研究总院抚顺分院.平顶山矿区煤层合理预抽期的研究[R].1999
[2]李刚, 聂百胜, 等.工作面瓦斯预抽效果考察与分析[J].煤炭工程, 2006 (7)
预抽煤层瓦斯 篇3
关键词：瓦斯抽放,钻孔间距,下行孔,合理预抽期
保德煤矿是中国神华神东煤炭集团公司下属的位于山西省的一座矿井, 开采石炭二叠纪煤层, 井田南北走向长平均12.3 km, 东西倾向宽平均5.7 km, 井田面积55.9 km2, 煤层倾角4°~9°, 总体上为平缓的单斜构造形态。目前开采的8#煤层呈平缓单斜构造, 平均倾角3.5°, 厚度较稳定, 平均厚度7.4 m, 煤层埋藏深度为120~400 m。
保德煤矿属高瓦斯矿井, 绝对瓦斯涌出量为94.5 m3/min, 相对瓦斯涌出量为7.26 m3/t。目前矿井采用2套综采放顶煤工作面进行回采, 随着开采强度和开采深度的增加, 瓦斯超限问题更加突出, 尤其是工作面回风隅角的瓦斯超限问题。目前矿井采用的是本煤层超前预抽及回采时采空区尾联巷埋管抽放的半封闭式抽放方式。为了保证抽放效果, 消除瓦斯超限的危险性, 分析确定煤层瓦斯预抽时间和钻孔布置方式, 进而确定钻孔施工进度有着现实的意义[1,2]。
煤层瓦斯合理预抽期是指在合理的预抽方式和预抽钻孔参数的条件下, 为达到预定的瓦斯抽放效果所需要的预抽瓦斯时间。选择合理的瓦斯抽放方式、布孔参数和确定合理预抽期, 对于提高保德煤矿瓦斯抽放效果、解决煤矿安全问题至关重要[2]。
1 布孔方式和布孔参数
1.1 研究内容
通过对保德煤矿五盘区试验钻孔抽放数据的研究, 结合81502工作面抽放效果进行统计分析, 确定保德煤矿合理预抽期及钻孔布置方式。
1.2 煤层预抽方式确定
当采用不同的钻孔方式预抽煤层瓦斯时, 合理瓦斯预抽方式的确定主要从以下3个方面着手:① 相同钻孔密度下的瓦斯抽出率;② 达到相同瓦斯抽出率需要的时间;③ 钻孔施工作业难易程度[1]。在保德煤矿试验所采取的预抽方式为平行上行孔、平行下行孔。
1.3 试验区概况
81503工作面位于保德煤矿五盘区中部, 为未采动的备用工作面, 其推进长度3 944 m, 面长240 m。工作面煤层为二叠纪煤层, 为一宽缓单斜构造。煤层结构较为复杂, 煤厚为4.50~8.25 m, 煤层走向近南北, 倾角3°~5°, 工作面底板标高675~725 m, 煤层底板平均埋藏深度260 m。81504工作面位于81503工作面下侧, 目前尚未形成工作面, 其标高650~670 m, 煤层底板平均埋藏深度285 m, 地质条件与81503工作面基本相同。
1.4 试验区钻孔布置
为了对比不同孔间距的上行平行孔抽放效果, 以及验证下行平行孔是否适合保德煤矿瓦斯预抽工作, 在81503工作面中部分3个区域布置钻孔间距为3, 6.6, 10 m的上行钻孔各1组, 分别为第20组、21组、22组。在81504工作面一号回风布置下行孔1组 (+1组) 。本次试验共计施工钻孔69个, 累计钻孔总长度15 180 m。
试验钻孔布置见图1和图2。其中第20组为上行平行钻孔, 钻孔间距为3 m, 共计钻孔33个;第21组为上行平行钻孔, 钻孔间距为6.6 m, 共计钻孔16个;第22组为上行平行钻孔, 钻孔间距为10 m, 共计钻孔10个;+1组为下行平行钻孔, 其间距为10 m, 共计钻孔10个。每组试验孔都沿煤壁100 m范围内均匀布置, 钻孔全部垂直于煤壁, 各组试验钻孔参数见表1。
本次试验中钻孔孔径均为94 mm, 钻孔长度为200~220 m, 平均钻孔长度为215 m。全部钻孔采用聚氨酯封孔, 封孔深度为 4 m, 封孔长度为 2.5 m, 单孔抽放管直径为63.5 mm。
根据《保德煤矿改扩建地质报告》和《保德煤矿瓦斯抽采工程初步设计说明书》, 确定了试验孔区域的相关参数, 具体数据见表1。
2 抽放效果及下行孔可行性分析
在试验区域内选取条件基本相同的煤层, 对各组试验孔抽放数据进行了为期3个月的观测分析、整理, 依据安装在抽放管路上的4个孔板流量计测得4组钻孔瓦斯抽放量及其随时间的衰减变化情况, 并通过整理、回归分析, 得出不同形式百米钻孔瓦斯抽放量q随时间t的衰减规律[3]:
1) 第20组平行上行钻孔 q=0.04e-0.38t;
2) 第21组平行上行钻孔 q=0.03e-0.015t;
3) 第22组平行上行钻孔 q=0.053e-0.01t;
4) +1组平行下行钻孔 q=0.06e-0.01t。
通过每天对各组试验孔的抽放参数进行实测并对结果进行整理, 结合表1提供的瓦斯储量参数测算出各组试验孔在连续抽放3个月后的抽放效果, 结果见表2。
从上述公式和表2可以看出, 第22组和+1组钻孔抽放效果良好, 施工量较小且经济合理。同时, 在81306备用工作面已施工了间距为10 m的下行钻孔510个, 目前已经预抽2.5个月, 瓦斯抽出率达到7.052%, 抽放效果比较理想。由此可以推断出2个结论:一是下行孔布置方式适合保德煤矿的瓦
斯预抽;二是保德煤矿按照目前的钻孔施工、封孔及煤层条件下最适宜的钻孔间距为10 m。
3 煤层瓦斯合理预抽期
3.1 合理预抽期模型建立
目前影响保德煤矿合理预抽期的主要因素有:开采煤层需要的瓦斯预抽率、预抽钻孔实际瓦斯抽出率、采掘接替等[2]。煤层瓦斯预抽的主要目的是在工作面回采前尽可能多地抽出瓦斯, 以减小回采期间瓦斯治理压力[4]。在建立煤层瓦斯合理预抽期评价模型时要考虑到采掘接替因素。
建立合理预抽期评价模型[3,5]:
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k≥95% (5)
t≤730 (6)
式中:t为达到抽出率25%或有效抽采系数达到99%的煤层瓦斯合理预抽期, 考虑到采掘接续, 预抽时间不得超过730 d;Qt为百米钻孔在t时间内可抽瓦斯总量, m3;Q为百米钻孔控制煤量中总瓦斯储量, m3;q0为百米钻孔初始瓦斯流量, m3/ (min·hm) , 根据试验孔实测结果, 上行孔取0.053, 下行孔取 0.06;Qj为钻孔极限瓦斯涌出量, m3;α为瓦斯流量衰减系数, 根据《神东保德煤矿煤与瓦斯突出性鉴定》提供的实测数据, 并结合试验孔数据及已完成预抽工作面抽采数据统计分析结果, 瓦斯流量衰减系数取0.01 d-1;k为钻孔抽采有效系数, %。
根据公式 (1) ~ (6) 计算出上、下行平行钻孔瓦斯抽出率, 结果见表3和表4。
保德煤矿已经完成瓦斯预抽的工作面, 预抽时间为12~29个月, 瓦斯抽出率为9.6%~16%。结合表3和表4数据分析可以看出, 在目前保德煤矿本煤层预抽技术条件、煤层性质及瓦斯赋存条件下, 按照钻孔间距为10 m施工预抽钻孔进行瓦斯预抽, 很难达到瓦斯预抽率25%的抽放效果。实际试验结果表明:在目前保德煤矿所拥有的技术和自然条件下, 钻孔间距10 m是保德煤矿最合理的预抽钻孔间距, 在预抽18个月以后, 本煤层预抽率为17%~19%, 钻孔有效抽采系数达到99.55%, 已经完全满足抽放需求。
3.2 实际抽放效果验证
81502综放工作面与81503备用工作面为毗邻工作面, 其自然条件与81503备用工作面基本相似。目前81502综放面预抽时间为28个月, 根据《中国神华能源股份有限公司保德煤矿8#煤层瓦斯地质图》提供的81502工作面瓦斯储量数据, 结合该工作面本煤层预抽瓦斯量统计数据, 得出81502综放面瓦斯预抽数据, 见表5。
由表5可以看出, 81502综放面在预抽19个月以后百米钻孔瓦斯抽放量仅有0.002 6 m3/min, 按照此抽放量结合钻孔瓦斯流量衰减系数为0.01 d-1进行计算, 继续抽采1 a, 81502综放面瓦斯抽出率仅提高1.96%左右, 已经不具备抽采价值。故根据81502综放面实测数据分析, 可以认定81502综放面合理预抽期为18~19个月, 对应的瓦斯预抽率为14.52%~14.82%, 与表3预测结果基本吻合。
根据对间距为10 m的试验钻孔抽放数据进行回归分析, 得出上、下行平行预抽钻孔预抽率与预抽时间的对比关系, 如图3所示。
将测算结果与五盘区4组试验钻孔观测阶段实际抽放效果进行对比, 并利用81502综放面实际抽放数据对预测结果进行验证。可以看出, 预测结果与实际抽采效果基本吻合, 由此可以认定所建立的煤层瓦斯合理预抽期评价方法是可行的[6]。另外, 根据图3可以看出, 下行试验孔抽放效果要略优于上行试验孔, 由此可证明下行试验孔适用于保德煤矿本煤层预抽工作。
4 结论
1) 在目前保德煤矿钻孔施工、封孔技术条件下, 开采埋深小于300 m的8#煤层, 施工平行预抽钻孔最佳孔间距为10 m。
2) 下行平行钻孔适用于保德煤矿瓦斯预抽工作, 可以在保德煤矿推广应用。
3) 保德煤矿8#煤层开采时, 只要瓦斯含量在3~4 m3/t, 则可采用孔间距为10 m的上行平行孔或者下行平行孔的预抽瓦斯方式, 其合理预抽期为18个月。
参考文献
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[4]王德明.矿井通风与安全[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2007.
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预抽煤层瓦斯 篇4
关键词：定向钻孔,预抽煤层瓦斯,区域防突措施,效果检验,煤与瓦斯突出
我国是世界上煤与瓦斯突出灾害最严重的国家。随着矿井开采深度的不断增加、瓦斯含量的不断增大, 高瓦斯矿井可能成为突出矿井, 突出危害较轻的矿井可能转变为严重突出矿井;在始突深度以下, 同一矿区、同一矿井、同一煤层随开采深度增加, 突出次数增多, 突出强度增大, 突出危险区域扩大。针对日趋严重的煤与瓦斯突出灾害, 2009年5月14日, 国家安全生产监督管理总局颁布了《防治煤与瓦斯突出规定》 (以下简称《防突规定》) 。《防突规定》系统总结了我国防突工作的经验和教训, 明确提出了“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”等防突工作方针[1,2]。更加严格要求了区域防治措施, 规定区域措施不到位, 不得进行采掘作业。
区域性防突措施效果检验为人们提出了新的挑战, 尤其是千米定向钻孔区域预抽防突措施效果检验[3,4,5]。笔者基于寺河矿西井区千米顺层定向钻孔预抽煤层瓦斯区域措施情况, 探讨了顺层定向长钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验方法, 即采用预抽前的瓦斯含量及抽排瓦斯量等参数, 间接计算煤层残余瓦斯含量进行预评价, 然后将定向钻孔预抽控制区域划分为若干个60~80 m小区域, 采用直接测定煤层残余瓦斯含量指标对小区域进行措施效果检验[6]。通过在寺河矿西井区的现场试验, 安全完成了W1302工作面的布置。
1 试验区概况
寺河矿西井区3#煤层为煤与瓦斯突出煤层, 煤层倾角2°~10°, 一般5°左右, 煤层厚度6.31 m, 煤的密度为1.46 t/m3;煤质较为坚硬, 煤的坚固性系数为1~2。矿井设计生产能力为4.0 Mt/a。西井区采用一个水平开拓3#煤层, 水平标高为+280 m, 共划分4个采区, 工作面设计采用长壁后退式一次采全高采煤法。
2005年起, 寺河矿引进了VLD-1000型千米定向钻机。经过不断探索、试验, 于2008年定向钻孔成孔率大幅提高, 钻机开机效率达到较高水平。通过掌握先进的顺层定向钻进工艺, 结合寺河矿3#煤层易钻、成孔好、瓦斯易抽的特点, 井下定向钻进顺煤层递进式区域瓦斯抽采成为寺河矿井下抽采最实用、最高效的抽采方法。2008年至今, 对西井区西一、西二盘区的共5个工作面实施了顺层定向长钻孔区域预抽。目前, 寺河矿已形成了以地面井先行, 井下顺层定向钻孔为主、穿层钻孔为辅的井上下联合抽采模式。
2 顺层定向钻孔区域预抽情况
2.1 顺层定向长钻孔成孔试验
从2005年引进千米定向钻机后, 经过反复试验摸索, 顺层钻孔主孔成孔深度从开始的300~400 m提高到目前的600~800 m;单孔主孔最长达870 m, 加上枝状孔总钻孔长度为1 776 m。单机效率由起初的2 000 m/月提高至目前的6 000~9 000 m/月 (钻孔主孔长度为800 m左右, 单机效率平均为6 000 m/月;主孔长度为300~500 m, 单机效率可达8 000 m/月以上) 。钻孔钻进时一般每隔80~100 m要开分支进行探顶或探底, 实现控制煤层全厚度的均匀抽采。其成孔图见图1。
2.2 顺层定向长钻孔布置方式
经实践, 定向钻孔施工长度在400~600 m最经济, 抽采效果也最好。工作面区域防突措施顺层预抽钻孔的布孔方式采用集中钻场施工扇形孔法, 将工作面划分为几个区块, 在每个区块的进风巷布置集中钻场, 每个钻场布孔数量为15个左右, 钻孔间距为5 m, 钻孔预抽控制范围为400 m×350 m, 每个钻孔内设计2~3个分支, 主孔设计深度为400~550m, 分支水平间距为12~15 m。单孔施工进尺一般在1 200~2 000 m, 钻孔直径为96 mm。钻孔控制下一个工作面进风巷外30 m, 钻孔施工时进行探顶、探底, 确保全煤层抽放, 实现递进式预抽瓦斯区域防突。定向钻机已由2005年试验研究阶段发展到现在井下主要的钻孔施工装备, 至今定向钻机钻孔累计进尺已超过3×107m。钻孔布置如图2所示。
3 区域措施效果检验方法
《防突规定》第五十二条规定:“采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时, 应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验 (应符合本规定第四十二条要求的程序) 证实有效的指标和方法进行措施效果检验。其中, 在采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、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 (含立井、斜井等) 揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时, 必须依据实际的直接测定值, 其他方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施可采用直接测定值或根据预抽前的瓦斯含量及抽排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值”。
寺河矿采用顺层定向钻孔区域预抽的方式主要有2种: (1) 在地面钻井抽采区域施工井下顺层递进定向长钻孔提高抽放效果, 一般情况下顺层递进定向长钻孔施工以钻场为单位, 钻孔控制400 m×350 m区段; (2) 在工作面进风和回风巷条带施工顺层定向钻孔预抽瓦斯, 钻孔控制进风和回风巷两侧20 m范围。
3.1 顺层定向长钻孔预抽区段措施效果检验
顺层递进定向长钻孔施工通常以钻场为单位, 钻孔控制400 m×350 m区段, 每个钻场安装参数测量装置, 定期 (每7天) 测量钻场抽采参数, 累计钻场瓦斯抽采量。防突措施效果检验评价单元按一个钻场的钻孔覆盖影响范围为一个评价单元 (评价单元钻孔控制范围内有地面钻井的, 地面钻井同期抽采量计入评价单元内瓦斯抽采量) , 采用定向钻孔预抽前的瓦斯含量及井上下抽排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值进行预评价。经评价达标后, 再采用对顺层定向钻孔预抽回采工作面区域实测煤层残余瓦斯含量的区域效验方法进行检验, 确保采掘前区域防突措施效果达标。
鉴于顺层定向钻孔预抽控制区域边缘外侧为尚未采动的煤层, 故实际受到预抽作用影响的煤层范围大于钻孔的控制范围。因此, 在计算煤层残余瓦斯含量时, 评价单元参与计算的煤炭储量应为抽采钻孔的有效影响半径内的, 其计算公式如下:
式中:L为评价单元煤层走向长度, m;R为抽采钻孔的有效影响半径, m;m为评价单元平均煤层厚度, m;l为评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度, m;γ为评价单元煤的密度, t/m3。
根据西井区实际情况, 确定顺层定向钻孔预抽区段的有效影响半径为20 m, 预抽条带的有效影响半径为15 m。顺层定向钻孔预抽区段防突措施预评价计算范围如图3所示, 顺层定向钻孔预抽回采工作面区域实测煤层残余瓦斯含量的区域效验方法 (通常每30~50 m内至少沿工作面方向布置2个瓦斯含量检验测试点。而在煤层赋存复杂, 如具有断层、陷落柱、软分层等特殊评价单元内, 每30 m内至少布置2个瓦斯含量检验测试点) 如图4所示。
图中ABCD范围400 m×350 m为定向钻孔预抽控制区域, abcd范围420 m×370 m为预抽控制区域外扩评价计算区域, 其中两边分别外扩20 m。
3.2 顺层定向长钻孔预抽条带措施效果检验
对井下实施的顺层条带长钻孔防突区域, 国内外尚无有效的直接测定残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的方法。采取先进行抽采效果区域预评价 (预评价单元参与计算的煤炭储量按式 (1) 计算) , 当计算的残余瓦斯含量值低于8 m3/t以下时, 再按60~80 m走向划分若干个小区域, 采用直接测定煤层残余瓦斯含量的方法进行区域措施效果检验, 确保采掘前区域防突措施效果达标。顺层定向钻孔预抽条带措施效果检验预评价及实测残余瓦斯含量布置如图5所示。
第二步:顺层定向钻孔预抽小条带措施效果检验示意图 (直接法测定煤层残余瓦斯含量)
3.3 顺层定向长钻孔预抽区域措施效果检验
西井区W1302工作面走向长610 m, 倾向长221 m, 该工作面区域煤层原始瓦斯含量为19 m3/t。W13022、W23023双巷掘进工作面, 为西井区W1302工作面的进回风巷。该组掘进工作面采用千米钻机区域递进式抽采, 在掘进工作面迎头设计千米钻机钻场, 每个钻场设计10~15个定向钻孔, 定向钻孔长度400~600 m, 定向长钻孔控制前方待掘巷道两侧20 m以上。经过18个月预抽后, 累计抽采瓦斯量2 810万m3, 加上风排瓦斯量230万m3, 计算得到残余瓦斯含量为7.68 m3/t。采用直接测定瓦斯含量法在该工作面布置43个测点, 实测该工作面残余瓦斯含量为4.52~7.82 m3/t。检验钻孔在施工过程中没有顶钻、喷孔及其他动力现象发生。通过顺层定向长钻孔预抽煤层瓦斯, 实现了区域防突达标。通过实施该措施, 安全完成了W1302工作面的布置。
4 结语
1) 通过定向钻孔成孔试验, 确定了顺层定向钻孔区域防突的合理布孔参数。
2) 针对顺层定向长钻孔递进式抽采区域防突措施, 提出并探讨了采用预抽前的瓦斯含量及抽排瓦斯量等参数, 间接计算煤层残余瓦斯含量进行预评价, 然后将定向钻孔预抽控制区域划分为若干个60~80 m小区域, 再采用直接测定煤层残余瓦斯含量指标的方法对小区域进行措施效果检验。
3) 实践证明, 采用顺层定向长钻孔作为预抽煤层瓦斯区域防突措施的一种手段是高效的、可行的。
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.国有煤矿瓦斯治理规定 (第19号令) [S].2009.
[2]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[S].北京:煤炭工业出版社, 2009.
[3]王平虎.顺层定向长钻孔预抽瓦斯区域防突技术在特大型突出矿井中的应用[J].矿业安全与环保, 2011, 38 (3) :36-38.
[4]马自明.国内长距离定向钻孔抽采消突技术[J].矿业安全与环保, 2010, 37 (S1) :101-102.
[5]杜子健, 刘子龙.煤矿井下顺煤层千米枝状长钻孔抽采瓦斯技术[J].矿业安全与环保, 2007, 34 (1) :27-30.
沙巴台煤矿瓦斯预抽方法研究 篇5
关键词：瓦斯抽采,抽采方法,预抽
0 引言
根据沙巴台煤矿17#煤层瓦斯涌出量预测, 矿井在开采17#煤层时, 一采区回采工作面绝对瓦斯涌出量最大为32.50 m3/min, 二采区回采工作面绝对瓦斯涌出量最高为21.67 m3/min, 均大于5 m3/min。一采区煤层掘进面最大绝对瓦斯涌出量为4.11 m3/min, 二采区掘进面最大绝对瓦斯涌出量为4.11 m3/min, 大于3 m3/min。从一采区、二采区的瓦斯涌出预测情况分析, 已符合建立瓦斯抽采系统的必要条件, 必须建立瓦斯抽采系统, 采取抽采措施, 保证矿井安全生产。
1 瓦斯抽采方案的确定
瓦斯来源是确定抽采方法的主要依据, 一般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量认为是本煤层瓦斯涌出量, 而将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层瓦斯涌出量。
回采工作面瓦斯主要来源于本煤层, 应加强本煤层瓦斯涌出治理, 因此, 确定矿井瓦斯抽采方法为本煤层预抽、边采边抽、边掘边抽、采空区抽采相结合的综合抽采方法。采用顺层钻孔预抽回采面和掘进面。采用顶板钻孔抽采生产采区采空区瓦斯, 采用插管抽采已采采区采空区瓦斯[1,2,3]。
2 开采层瓦斯预抽
开采层瓦斯抽采钻孔采用顺层钻孔预抽, 钻孔工程量少, 抽放成本低;钻孔间距小, 抽放时间较短;顺层钻孔施工速度快, 钻孔时间较短;可提前掘进煤层巷道, 工作面准备时间短[4,5]。
2.1 顺层钻孔预抽掘进面
在巷道两侧施工钻场, 钻场断面尺寸:宽×高×深=4.5 m×3.2 m×4 m, 钻场施工完毕后立即施工钻孔。钻孔控制范围为巷道两侧15 m, 钻孔深度为100 m~120 m, 每循环留20 m超前距, 可掘进80 m (见图1) 。
每个钻场布置6个钻孔, 巷道迎头钻孔开孔间距为0.5 m, 控制范围为巷道两帮外侧15 m, 开孔高度为0.7 m。浅部煤层预抽时间为1个月, 深部煤层预抽时间为2个月。
2.2 顺层钻孔预抽回采工作面
从巷道两侧向工作面对打平行钻孔, 预抽工作面煤体内瓦斯。钻孔长110 m, 开孔高度0.8 m (见图2) 。
3 采空区抽采
3.1 顶板钻孔抽采生产采区采空区瓦斯
在回风巷内垂直回风巷向工作面煤层顶板方向掘进抬高钻场, 钻场尺寸为宽×高×深=2.5 m×2.2 m×4m, 钻场通风采用导引风筒导风方式进行通风。
在钻场内迎着工作面推进方向打5个扇形钻孔。钻场间距为60 m左右。在每个钻场内打5个扇形钻孔, 钻孔终孔间距为5 m, 钻孔终孔距回风巷水平距离为3m~23 m, 距煤层顶板垂直距离为10 m~30 m (顶板以上) , 如图3所示。
根据现场实际情况确定钻场间距为60 m~80 m, 钻孔终孔位置位于采空区上方裂隙带内, 抽放采空区瓦斯, 达到解决工作采空区瓦斯涌出、上隅角瓦斯超限的问题。钻场通风采用导引风筒导风方式进行通风。
3.2 插管法抽采已采采区采空区
已采完的密闭采空区采用密闭插管法抽采瓦斯, 如图4所示。
1.抽采瓦斯管;2.注浆管;3.泥浆或充填物;4.观测管;5.密闭墙;6.放水管及放水池
已采完采空区要砌永久性密闭, 打双层密闭, 单墙厚1 m, 两墙间距3 m, 密闭墙采用砖体结构。巷帮密闭必须掏槽, 帮槽深度为见实煤后0.5 m, 顶槽深度为见实煤后0.3 m, 顶槽深度为见实煤后0.2 m, 掏槽宽度大于墙厚0.3 m。在密闭附近2 m~3 m巷道四周进行喷浆封闭。插管抽采的密闭上应设置注砂 (泥浆) 管和采气测温管等观测管。抽采管口位置距离密闭里墙面不得小于0.5 m, 高度应大于巷道高度1/3。如果巷道淋水较大, 还应在密闭底部安设排水管或放水池。
4 结语
a) 在井下打钻地点安设有瓦斯监测断电仪, 一旦瓦斯超限, 自动切断钻机电源, 并发出报警, 打钻人员应及时撤离施工地点;
b) 在打钻过程中, 如遇钻孔瓦斯压力和涌出量较大时, 应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施, 以保证施工人员安全;
c) 瓦斯抽采钻孔在施工完毕后, 应及时封孔并接入抽采, 防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故。
参考文献
[1]周世宁.瓦斯在煤层中流动的机理[J].煤炭学报, 1990, 15 (1) :61-67.
[2]国家安全生产监督管理局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2012.
[3]程远平, 俞启香.煤层群煤与瓦斯安全高效共采体系及应用[J].中国矿业大学学报, 2003, 32 (5) :471-475.
[4]王魁军, 罗海珠.矿井瓦斯防治技术优选瓦斯涌出量预测与抽放[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.
预抽煤层瓦斯 篇6
由于瓦斯抽放工程需要相应的工程建设及抽放时间, 对于高产高效建设的寺河矿而言, 如不能合理安排矿井生产衔接, 将严重制约矿井生产能力, 并影响矿井安全生产。如何合理安排瓦斯抽放工程是关系矿井高产高效的首要问题。因此, 有必要针对已有矿井瓦斯抽放钻孔涌出情况进行统计、总结、分析和研究, 以期得出能够指导生产实践的研究成果, 使瓦斯抽放工程能够得到有序、合理安排, 使其充分、有效地发挥作用, 以确保矿井瓦斯利用和安全生产。
1 工程概况
寺河矿采用瓦斯抽放、加强通风等方法治理矿井瓦斯, 特别是采用模块抽放和大面积预抽来治理矿井瓦斯涌出及消除煤层煤与瓦斯突出危险, 瓦斯治理工程已成为矿井安全生产过程一项必不可少的建设项目。
寺河矿采用斜井、立井综合开拓方式, 用一个水平开拓3#煤层。水平标高为+350 m水平, 3#煤层倾角2°~10°, 平均5°。3#煤层厚5.04 m~7.16 m, 平均6.11 m, 采用大采高一次采全高采煤法, 全面垮落法控制顶板。3#煤层平均瓦斯含量为9.03 m3/t, 残存量3.48 m3/t;西井区3#煤层平均瓦斯含量为17.63 m3/t, 残存量3.52 m3/t;北井区3#煤层平均瓦斯含量为19.73m3/t, 残存量2.76 m3/t。矿井在西风井工业场地附近建成永久瓦斯抽放站, 设计规模为400 m3/min, 抽放瓦斯浓度按65%设计。瓦斯泵房内设计安装6台CBF710-2水环式真空泵, 泵的转速为298 r/min, 电机功率630 k W。
2 预抽模型影响因素分析
2.1 煤层瓦斯预抽率
预抽率即煤层在开采之前, 按照煤层瓦斯抽放标准, 运用固定抽放系统或可移动式抽放系统将煤层瓦斯降低到安全数值, 以利于煤矿安全生产。可分为防突型预抽和减风型预抽两种类型[1,2,3]。防突型预抽预抽率为:
式 (1) 中, ηxt为防突型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;X0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;X1为《瓦斯基本抽放指标》所规定的突出煤层采掘前必须降至的煤层瓦斯含量, 8 m3/t。
减风型预抽需要的瓦斯预抽率由下式确定:
式 (2) 中, ηxf为减风型预抽率要求的瓦斯预抽率, %;X0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;X2为《瓦斯基本抽放指标》规定日产量大于10 000 t, 采掘前煤层可解析瓦斯含量必须降至含量4 m3/t与煤层残存量之和, m3/t。
由式 (2) 可知, 从需要的瓦斯预抽率来看, 影响减风型预抽瓦斯合理预抽期的影响因素主要是煤层的瓦斯含量和抽放指标规定的解析含量大小。
2.2 实际瓦斯抽放率
实际瓦斯抽放率主要受煤层瓦斯基础参数和抽采工艺参数等因素影响。由下式确定:
式 (3) 中, ηs为预抽钻孔实际瓦斯抽放率, %;qc0为百米钻孔初始瓦斯抽放量, m3/ (min·hm) ;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;t为预抽钻孔平均预抽时间, d;L1为预抽钻孔平均单孔长度, m;W0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;L0为工作面长度, m;d1为巷道预排瓦斯等值宽度, m;M0为煤层厚度, m;r为煤的密度, t/m3;z为预抽钻孔间距, m;k为预抽钻孔布孔方式系数, 回风巷或进风巷单向布孔时, k=1, 回风巷和进风巷双向布孔时, k=2。
2.3 采掘抽衔接关系
合理预抽期应充分考虑采掘接替紧张程度和预抽期内巷道维护成本等经济因素。
因此, 在建立适合寺河矿的合理煤层瓦斯预抽期时, 必须考虑矿井实际生产条件和采掘接替要求, 特别在矿井西井区和北井区, 既要利用瓦斯抽放来预防煤与瓦斯突出, 缓解通风压力, 保证矿井安全生产, 同时也要合理安排瓦斯抽放时间, 避免因瓦斯抽放周期过长而导致矿井采掘失调, 影响矿井正常采掘作业[4,5]。
3 东井区回采工作面合理预抽期确定
东井区工作面防突型要求的瓦斯预抽率为:
东井区工作面减风型要求瓦斯预抽率为:
ηxf>ηxt, 由此可见, 只要满足减风型要求, 即可满足防突型的要求, 所以寺河矿井东井区的目标预抽率为17.2%。根据东井区250 m长钻孔抽放率与时间关系数据统计, 达到或超过预抽率为17.2%的钻孔间距与时间的组合有多种, 但考虑到钻孔间距越小, 钻孔工程量越大。因此, 确定钻孔间距为10 m、抽放时间为1 a的组合作为东井区回采面的钻孔布置方式和预抽期。
4 东井区掘进工作面合理预抽期确定
寺河矿主要采用双巷掘进方式布置掘进工作面。双巷掘进为两条巷道同时向前掘进, 其中一条巷道从进风巷开口, 另外一条巷道从回风巷开口, 两巷之间每隔一段距离通过横川沟通, 以形成全负压通风系统。
通过统计得知, 在东井区掘进工作面的独头通风量约为600 m3/min, 回风流瓦斯浓度约为0.6%左右, 风排瓦斯量约为3.6 m3/min, 全负压通风系统总回风量为3 800 m3/min左右, 瓦斯浓度平均为0.5%左右, 双巷掘进瓦斯涌出量为19 m3/min。其通风方式如图1。
对东井区而言, 利用通风基本能解决掘进工作面瓦斯问题, 因此, 不必对东井区掘进面进行合理预抽期确定, 应优化通风络, 保障风量供给。
5 结语
东井区目标抽放率为17.2%, 极限抽放率为61.5%;通过计算分析选择, 确定东井区模块抽放的钻孔参数为:钻孔深度为250 m、间距为10 m、预抽时间为1a。确定合理的预抽期后, 应优化抽采工艺参数, 提高封孔效果, 加长钻孔有效抽放长度, 减小钻孔间距, 确定合理抽放负压。
摘要：以寺河煤矿东井区3#煤层为研究对象, 分析预抽影响因素, 建立预抽模型, 确定合理的预抽时间, 优化抽采参数, 为矿井高产高效生产建设提供依据。
关键词：瓦斯抽采,抽采方法,预抽
参考文献
[1]周世宁.瓦斯在煤层中流动的机理[J].煤炭学报, 1990, 15 (1) :61-67.
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[4]王魁军, 罗海珠.矿井瓦斯防治技术优选瓦斯涌出量预测与抽放[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.
预抽煤层瓦斯 篇7
焦作矿区瓦斯治理模式由本煤层治理向顶底板岩巷穿层抽采治理逐步转变过程中, 由于大多数突出矿井原有的开拓巷道布置在煤层顶板, 且受到岩层出水的影响顶板岩巷下向穿层钻孔抽采效果差, 不得不通过石门揭煤的环节进入煤层底板施工底板抽采巷道, 石门揭煤快速防突工作成了焦作矿区区域瓦斯治理的当务之急。随着《防治煤与瓦斯突出规定》的颁布实施, 以及开采深度的不断增加和突出危险性的日益增加, 突出煤层的石门揭煤工作要求更加严格, 冯营公司在石门揭煤防突方面进一步加大研究力度[2], 在2145工作面开展了交叉钻孔卸压抽采结合石门短导硐法揭煤技术实践。
1 工作面概况
焦煤公司冯营矿位于焦作矿区东部, 为煤与瓦斯突出矿井, 上部各采区已经基本开采结束, 24下山采区是矿井延伸接替的主要地区。24下山采区煤层赋存稳定, 为双翼布置, 共设计轨道、运输和回风3条下山, 3条下山均布置在煤层顶板岩层中。主采二1煤层的直接顶板主要为粉砂岩和泥岩, 煤层底板为粉砂岩, 具有良好的瓦斯封闭特性。实测煤层原始瓦斯含量为11.35~14.68 m3/t, 瓦斯压力为0.32~0.78 MPa, 采区上部边缘1999年5月6日曾发生一次突出事故, 突出煤量260 t, 突出瓦斯量27 000 m3。煤层倾角5°~12°, 厚度0~12.15 m, 平均厚4.21 m。
2415车场揭煤工作面位于24下山采区轨道变坡点以下222 m处, 为该采区首个揭煤工作面。该地点地质构造简单, 为一单斜构造, 煤层走向NE40°, 煤层倾角8.2°~14.1°, 平均10.8°, 平均煤厚2.1 m。实测煤层原始瓦斯含量13.11 m3/t, 瓦斯压力0.7 MPa。通过揭开此处煤层, 该采区进入煤层底板施工抽采岩巷进行区域瓦斯治理。
2 石门揭煤工艺
根据《防治煤与瓦斯突出规定》和焦作矿区的实际经验, 采取交叉钻孔卸压抽采结合石门短导硐法揭煤工艺, 安全快速地揭开突出煤层。即在10 m岩柱之外施工超前探孔, 准确探测煤层赋存参数。在7 m岩柱以外采取超前预抽的区域措施, 经抽采达标后, 进行区域措施效果检验, 如措施有效, 则进入石门揭煤防突程序。掘进至5 m岩柱、2 m岩柱处时, 进行区域验证。如无突出危险, 则从2 m岩柱处起坡施工揭煤导硐;如有突出危险, 则继续强化预抽措施, 直至检验无突出危险。在施工揭煤导硐后, 再次进行区域验证。如有突出危险, 则采取局部补充防突措施;如无突出危险, 则将揭煤导硐挖底至1.5 m岩柱, 采取震动爆破方法一次揭开突出煤层[3]。揭开煤层后, 巷道穿过煤层直至煤层底板2m岩柱范围之内, 均按照揭煤作业进行管理, 执行远距离爆破的安全措施。该措施具体布置如图1所示。
3 石门揭煤技术实施
3.1 区域防突
2415车场预抽钻孔按照控制2415车场揭煤巷道轮廓线左右两帮各15 m, 同时保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线 (包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线) 的最小距离不小于5 m的原则进行设计。根据实测该地区的抽采影响半径, 钻孔间距设计为3m, 在2415揭煤钻场和2415回风联络巷设计了104个钻孔。其中2415揭煤钻场布置4排、30个钻孔;2415回风联络巷布置4排、74个钻孔 (图2) 。
区域预抽钻孔的布置, 加大了抽采控制范围, 同时考虑到下向钻孔易积水、存渣的情况, 穿层钻孔终孔点均设计为穿过煤层进入底板不小于1 m。下向钻孔封孔深度尽量达到煤岩交界面, 进一步防止煤层顶板裂隙水影响钻孔抽采。
3.2 区域措施效果检验及区域验证
2012年10月27日—2013年3月31日, 经评判该揭煤工作面累计抽采瓦斯量103 463.96 m3, 瓦斯抽采率52%, 间接计算残余瓦斯含量6.29 m3/t。安排进行区域措施效果检验, 在揭煤区域内布置检验钻孔6个, 分别控制揭煤区域前方、后方、中部及两侧, 经实际测试, 残余瓦斯含量在5.23~7.83m3/t, 均小于区域效果检验临界指标8 m3/t。经评判, 抽采效果达标, 进入石门揭煤作业程序。
石门揭煤工作面区域验证方法采用钻屑解吸指标法, 在揭煤巷道掘进至距离煤层5 m岩柱和2 m岩柱时, 分别进行了一次区域验证。经区域验证无突出危险, 采用边探边掘的方式施工至2 m岩柱处平行于煤层顶板起坡, 掘进揭煤导硐。在导硐施工结束后, 在导硐前方、中部、下方和两侧布置9个钻孔再次进行了区域验证, 经验证无突出危险后挖底至1.5 m岩柱处, 第4次区域验证无突出危险后, 施工震动爆破炮眼, 准备进行爆破揭煤。
3.3 石门短导硐震动爆破揭煤
经过分析, 揭煤工作面抽采达标之后, 实际测试整个控制区域内的残余瓦斯含量, 只有各测试点指标均小于8 m3/t之后, 方可进入震动爆破揭开石门阶段。为减少半煤岩巷掘进工程量, 提高震动爆破的安全性, 仍然采取短导硐法揭开突出危险煤层。2415车场的揭煤导硐自距离煤层2 m岩柱处平行煤层顶板起坡, 导硐长度11 m;经区域验证无突出危险后, 挖底至1.5 m岩柱, 施工震动爆破炮眼。根据导硐断面大小和煤层顶板岩性, 全断面施工炮眼176个, 分为4个区, 8列22行, 行间距0.5 m, 列间距0.5 m。
为提高震动爆破的爆破效果, 每个炮眼并联2个雷管, 整个爆破网路采用大串联方式。雷管选用8号发蓝壳无起药1、2、3、4段毫秒延期电雷管, 单雷管电阻为 (4.2±0.1) Ω。第Ⅰ区的所有孔采用1段管首先起爆, 接着第Ⅱ区的所有孔采用2段管起爆, 第Ⅲ区的所有孔采用3段管起爆, 第Ⅳ区的所有孔采用4段管最后起爆。选用GM-2000型发爆器, 其最大准爆工业电雷管能力4 000发。
3.4 震动爆破网络解算及爆破效果
震动爆破是能否安全揭开煤层的关键环节, 为此在揭煤前对爆破网络进行了严格的爆破网络解算。根据设计, 2415车场揭煤炮眼共布置炮眼176个, 则该爆破网络电阻应为:R总=R1+R2+R3。其中, R总为整个爆破网路电阻;R1为雷管总电阻, 单体雷管电阻取4.2Ω, 则R1=369.6Ω;R2为放炮母线电阻, R2=ρL/S=11.04Ω;R3为联线接触电阻, 一个接触点电阻取1.0Ω, R3=355.0Ω。代入数据计算, 则R总=735.64Ω。
在地面经过模拟连线爆破, 实测爆破网络电阻1 248.5Ω, 选择的GM-2000型发爆器能够满足起爆需要。井下连线时, 爆破网络采用大串联方式由里向外进行连线, 脚线连接前均用砂布进行打磨, 接点使用绝缘胶布缠绕, 外部使用防水胶带裹紧;每孔雷管脚线用带颜色软套管维护并外漏, 使用彩带进行标示, 提高对残爆炮眼的检测可靠性。
2013年7月1日, 在采取了远距离爆破安全防护措施后, 2415车场一次性安全揭开煤层, 爆破期间巷道内最大瓦斯浓度0.26%, 瓦斯涌出量0.7m3/min。从2013年7月4日十点班开始至2013年7月9日六点班结束, 共清矸162车, 清煤17车, 清理期间未发现拒爆残爆等现象, 石门揭煤工作取得了显著的效果。
4 结论
石门揭煤区域预抽及短导硐揭煤措施确保了揭煤作业的安全, 采用相同的区域预抽与石门短导硐揭煤工艺, 冯营矿于2013年10月再次安全揭开2417车场煤层。实践证明, 区域预抽及短导硐揭煤技术实施时, 必须严格规范程序。
(1) 加强钻孔施工质量管理, 确保实现揭煤区域整体抽采达标, 消除抽采空白带。
(2) 合理布置检验钻孔, 有效控制钻孔密度较小、预抽时间较短的位置, 确保检验无死角、无漏洞。
(3) 加强岩柱探测管理, 及时计算分析岩柱大小及煤层倾角, 指导并保证巷道安全掘进, 防止误揭煤事故的发生。
(4) 优化震动爆破网络设计及现场装药方式, 尽可能降低爆破网络电阻, 提高一次性起爆的成功率。
(5) 坚持区域措施先行、局部措施补充的防突基本原则, 将区域预抽与石门短导硐揭煤紧密结合, 在抽采达标的前提下, 采用短导硐揭煤工艺, 一次性揭开突出危险煤层, 减少多次、反复揭煤过程中的不安全因素。
参考文献
[1]俞启香.矿井瓦斯防治技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1990.
[2]温志辉, 刘英振, 杨炳涛, 等.穿层钻孔综合预抽石门揭煤技术[J].中州煤炭, 2011 (9) :133-135.