穿层钻孔瓦斯抽放

穿层钻孔瓦斯抽放（精选9篇）

穿层钻孔瓦斯抽放 篇1

摘要：底板瓦斯抽放岩巷穿层钻孔预抽是区域防突的重要措施, 合理的底抽巷不仅可以消除回采巷道掘进和工作面回采引起的瓦斯灾害, 而且可以避免巷道掘进及工作面回采对底抽巷造成的破坏, 因此底抽巷的位置对于自身稳定性以及瓦斯防治具有重要的意义, 文章以69104工作面为背景, 采用理论分析、数值模拟的方法, 研究了该工作面底板抽放巷的合理位置, 得出运输巷底抽巷位于运输巷下方垂直10m, 且水平距离5m处;并在此基础上设计了穿层钻孔布置方案, 通过应用实践, 表明对于防止掘进工作面瓦斯突出具有立竿见影的效果。

关键词：瓦斯抽放,底板岩巷,合理位置

1 工程背景

69104 工作面所属矿井为煤与瓦斯突出矿井, 主采9#煤层, 根据煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性报告显示, 9#煤层在埋深207.22m水平以上不具有突出危险性, 而69104 运输巷所在9#煤层埋深在210~290m, 在埋深207.22m以下, 因此69104 运输巷掘进前, 必须采取区域综合防突措施[1,2]。

69104 工作面运输巷在开口位置至掘进66m段, 采用顶板穿层钻孔预抽煤巷瓦斯的区域防突措施, 尽管取得一定效果, 但顶板穿层钻孔在施工过程中由于向下打钻, 钻孔内排粉和排水困难, 严重影响掘进速度, 无法满足进度要求。为此, 提出在运输巷下方布置底板岩石抽放巷利用穿层钻孔预抽煤巷周围瓦斯, 掩护运输巷安全掘进, 而底板抽放巷与运输巷的空间相对位置是决定保护效果以及经济性的重要因素[3]。因此, 文章以69104工作面背景, 展开底抽巷与运输巷空间相对位置的研究。

2 运输巷与底抽巷相对位置

2.1 理论分析

在上部煤层回采活动影响下, 底板抽放巷的受力状况和围岩变形有很大的差别。按照巷道和上部煤层回采空间的相对位置和开采时间关系, 巷道的位置可归纳为以下三种情况[1,2,3]:

(1) 布置在已稳定的采空区下部。在上部煤层回采空间形成的底板应力降低区内, 巷道整个服务期间内不受采动影响。

(2) 布置在保护煤柱下部。经历保护煤柱两侧回采工作面的超前采动影响。保护煤柱形成后, 一直受保护煤柱支承压力的影响。当保护煤柱足够宽或者巷道与保护煤柱的间距足够大时, 底抽巷可以避开采动影响, 处于原岩应力场内。

(3) 布置在尚未开采的工作面下部。经历上部采面的跨采影响后, 位于已稳定的采空区下部应力降低区内。工作面跨越开采时可引起围岩强烈变形, 然后又趋向稳定, 底抽巷服务期间维护状况较好。

根据地质报告揭露, 9#煤层下方10m左右有一层煤线标志层, 为此, 选取底抽巷位于煤层底板下方10m处, 即底抽巷顶板距离9#煤层底板的垂直距离为10m。固定底抽巷与煤层顶板的距离, 研究垂直距离不变情况下, 底抽巷与运输平巷水平距离的变化对底抽巷维护以及抽采效果的影响[4,5,6]。

2.2 位移及应力分析

根据上述的方案, 分别建立FLAC3D数值计算模型, 模型中底抽巷均保持与工作面运输巷垂直距离10m, 而水平距离分别为0m、5m、10m进行研究, 模型示意图如下图1所示。

模型中均在底抽巷上选取两个观测断面, 在断面的顶底板以及两帮布置观测线, 研究运输巷掘进过程中底抽巷围岩变形及应力变化情况, 记录自掘进工作面距离观测断面30m至掘进工作面推过观测断面50范围内, 底抽巷围岩变形情况, 得出如下结论:

巷道平距分别为0m和5m时, 底抽巷受采动影响, 平距为0m时底抽巷破坏严重, 平距为5m时, 底抽巷在经过一定程度的维修后不影响使用功能。平距为0m时, 巷道变形量最大, 煤巷掘进时顶板下沉量为174mm, 底板鼓起量为115mm, 上帮移近量为82mm, 下帮移近量为78mm。平距为5m时, 巷道变形量较大, 煤巷掘进时顶板下沉量为116mm, 底板鼓起量为98mm, 上帮移近量为74mm, 下帮移近量为71mm。巷道平距分别为10m时, 虽然底抽巷受采动影响小, 巷道变形小, 成巷状况好, 但是对于掩护运输巷掘进来说, 钻孔长度增加, 施工难度大, 经济效益不高。为此, 选择运输巷与底抽巷平距为5m作为合理间距, 来设计穿层钻孔, 见图2所示。

2.3 底抽巷位置及钻孔设计

根据前面分析设计69104 运输巷底板瓦斯抽放巷断面形状为矩形, 高2.5m, 宽2.5m, 断面积6.25m2。支护方式采用锚杆、锚网、锚索联合支护。沿69104运输巷底板瓦斯抽放巷掘进方向, 每隔4m施工一组穿层抽放钻孔, 钻孔施工到9#煤层顶板为止。瓦斯抽放半径为2m, 每组钻孔数为11 个, 在9#煤层倾斜范围内所控制宽度为40m。施工完的钻孔要进行封孔, 封孔深度不小于5m, 且抽放负压不小于13KPa。钻孔设计见图3 所示, 参数见表1。

3 工程应用效果检验

在突出危险性区域中掘进煤巷可采用钻孔瓦斯涌出初速度法, R值指标法和钻屑指标法及其他经验证有效的方法预测煤巷工作面的突出危险性[4,5,6]。本次以钻孔瓦斯涌出初速度q值法预测突出危险性, 它是根据煤巷掘进工作面钻孔中单位时间内涌出瓦斯的最大流量q以及钻孔每钻进1m测定的最大钻屑量s值, 与临界值作比较, 从而检验防突效果。

采用上述底抽巷穿层钻孔预抽后, 在运输巷掘进工作面靠近巷道两帮0.5m各打一个平行于巷道掘进方向, 直径42mm, 深3.5m预测钻孔;钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S, 并在暂停掘进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q, 测定结果见下表2。

根据本煤层试验考察确定突出危险性指标q、s的临界值分别为5L/min、6kg/m。根据实测的q值和s值数据, 均小于二者的临界值, 且钻进过程中无喷孔等异常现象, 因此判定穿层钻孔预抽措施有效, 消除了运输巷掘进工作面的突出危险, 保证了运输巷掘进安全。

4 结论

文章通过理论分析和数值模拟的方法, 对比分析了运输巷与底抽巷不同空间位置时, 底抽巷的变形破坏特征, 得出了底抽巷位于运输巷下方垂距10m且与运输巷内错平距为5m时, 底抽巷变形破坏有限, 有利于底抽巷的维护, 在此基础了设计了底抽巷穿层钻孔。通过工程应用与效果验证, 表明了该种底抽巷穿层钻孔有效地消除了煤巷掘进的突出危险性, 保证了煤巷工作面的安全掘进, 为本矿及相邻矿井突出煤层巷道掘进提供了参考和依据。

参考文献

[1]王海东, 景立平, 曹宇, 等.顶底板抽采巷在高突工作面瓦斯治理中的应用[J].煤矿安全, 2012, 43 (6) :96-98.

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[3]杨国和, 柏建彪, 李磊, 等.底抽巷合理位置及围岩支护技术研究[J].能源技术与管理, 2011, (6) :34-36.

[4]刘晟.综采工作面瓦斯涌出预测及其突出危险性的研究[D].太原:太原理工大学, 2013.

[5]张帆.高瓦斯矿井煤巷掘进防突技术实践[J].能源技术与管理, 2012 (2) :71-72.

[6]刘海波, 程远平, 王海锋, 等.突出煤层卸压前后钻孔瓦斯涌出初速度的变化规律[J].采矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) :225-228.

穿层钻孔瓦斯抽放 篇2

王永存

河南煤化集团永煤公司车集煤矿 河南 永城 476600 摘要：近年来瓦斯抽采技术得到了很大发展，钻孔封孔技术由原先的聚氨酯封孔发展到了水泥填充、气囊封孔等技术。由于煤矿地质条件、煤层瓦斯透气性、瓦斯含量、瓦斯压力等条件的不同选择封孔方式也不一样。这里就目前煤矿钻孔封孔的各种方法做一个简述。并提出一种新的加压注浆封孔法。关键词：瓦斯抽采 钻孔封孔 分析 1 引 言

瓦斯做为一种可燃气体是一种洁净能源，我国瓦斯（煤层气）资源相当丰富。纯瓦斯的热值大于33000kJ/m3，同常规天然气相当，是通用煤气的3倍左右，且燃烧后很少产生污染物，属优质洁净气体能源。因此开发利用煤层瓦斯资源，对于充分利用洁净能源，优化我国能源结构，改善煤矿安全生产条件以及减少大气污染，都具有重大的经济和社会效益[1]。

瓦斯抽采是煤矿瓦斯治理的根本措施和主要途径，可以使瓦斯变害为宝（发电、供应煤气公司、汽车燃料等），对于煤矿安全、环境保护和资源利用均具有重要的意义。

所以提高瓦斯抽采浓度是现在国内矿井需要解决的一个重要问题。2：煤矿封孔技术 2.1聚氨酯封孔技术

国内本煤层钻孔普遍采用“高分子发泡材料”，其中以聚氨酯材料为主要材料，根据配方配料的差异又有很多名称的叫法。封孔时将双组分“高分子发泡材料”混合搅拌后，用棉纱、棉布、毛巾等织物浸泽缠绕在封孔管的某个长度上，然后插入钻孔10米左右的深处，“高分子发泡材料”发泡膨胀，将钻孔封堵[2]。

图1.1高分子发泡材料封孔法漏气通道扩张示意图

1．封孔时发泡材料体积膨胀 2.封孔初期钻孔周围裂隙漏气通道 3.封孔抽采管 4.封孔后期发泡材料压缩体积变大 5.封孔后期钻孔周围裂隙漏气通道变大 由于高分子发泡材料需要有较高的发泡倍数才能将钻孔封闭，高分子发泡材料发泡之后具有两个致命缺陷：第一，抗压强度低；第二，可压缩两很大。高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井往往采深较大，相应的地应力也较大，加之煤层强度普遍较低，井下煤层钻孔在地应力作用下将逐渐蠕变，钻孔在蠕变的过程中，钻孔周围的煤体将会产生松动裂隙（漏气通道）。如图：

2.2机械弹性封孔技术

常用的机械弹性封孔技术有两种：螺旋弹性胀圈式封孔器、弹性串球式封孔器，这两种封孔器的结构如图1.1和图1.2所示，其工作原理都是在外加力的挤压作用下，迫使弹性胶桶或者弹性串球膨胀，贴紧钻孔内壁，达到封孔的目的；当外加力取消后，胶桶或串球在自身的弹性力作用下恢复原状，即可从钻孔中取出，重复使用。

图1.3串球式封孔器

1：内套

2：橡胶球

3：挤压板

4：挤压外套

图1.2 螺旋式封孔器示意图

1：接头 2：螺母 3：手柄 4：垫板 5：定向销 6：套管 7：螺杆

8：传力垫 9：外套 10：内管 11：托盘 12：胶桶 13：螺帽 14：手柄

上述两种封孔器，用在采煤工作面临时性封孔，钻孔深度前（5-10米），主要抽采工作面前方松动区内的瓦斯，在距离孔口1-2米封孔，它们对钻孔的密封性能很差，漏气很严重，根本不能用于本煤层长效抽采钻孔的封孔。2.3 充气式封孔器

充气式封孔器主要有两种，一种是免充气气囊式，另一种是充气气囊式[3]。前者将气体封闭在一个橡胶囊里，气囊中部有一根抽采管，利用气体的可压缩性将气囊塞进钻孔里实现封孔，主要在孔口1米范围内封孔；后者的气囊里没有封闭空气，气囊中部有一根抽采管，将囊带塞进钻孔之后，让后再向囊带充气。两者的效果几乎是一样的，只能做为临时性封孔。2.4 水力膨胀式封孔器

水力膨胀式封孔器的原理是：压力水进入封孔器后，通过在膨胀器内部所形成的水压升高来促使封孔器胶管膨胀，从而达到封堵钻孔的目的。膨胀胶管可以是钢丝复合胶管，向胶管内的注水压力可以达很高的压力，对钻孔具有很好的封闭效果。这种封孔器在煤层注水方面用的较多，但对于本煤层长效抽采来讲是不可行，原因有二：第一，成本较高；第二，封孔器的微泄漏不能保证长效封孔的效果。新型加压注浆封孔法 3.1封孔原理

加压注浆封孔法主要原理是由于树脂膨胀量比较大而且材质坚硬，通过树脂包在钻孔中两端膨胀封堵，在中间的空隙中通过单向阀注入水泥。树脂包的封堵可以承受一定的水泥压力。这种封孔方法一方面能使钻孔周围的裂隙得到充填，消除开孔时形成的漏气通道（裂隙），即消除初期漏气通道；另一方面能使钻孔得到可靠的支护，保证钻孔的稳定，使钻孔周围不再产生新的漏气通道（裂隙），即避免后期漏气通道的产生和发展[4]。

图1.4 加压注浆封孔法

1：瓦斯抽采管

2：钻孔

3：树脂包

4：PE管

5：单向阀

6：水泥填充区

这种方法简单，适合各种地质情况的钻孔。特别适合于钻孔倾角大、封孔深度深的上向或下向孔封孔。先在抽采管首端距管口150 mm处安装一比扩孔直径略小的圆盘，在管前端150 mm位置捆扎少量棉纱并加入膨胀树脂，并将抽采管插入孔内，以固定抽采管和防止漏浆，将1：2.5的水泥、砂浆倒入抽采管和钻孔之间的环形空间即可封孔，待砂浆凝固后即可进行抽采，在砂浆中加入少量速凝剂，可加速凝固。4：结论

通过以上钻孔封孔技术的对比可知，加压注浆封孔法封孔方便，同时可以支护钻孔防止漏气带的形成。适用于各种钻孔。参考文献: [1]崔景昆;一种有效的封孔方法[J];河北建筑科技学院学报;2003年02期

穿层钻孔瓦斯抽放 篇3

关键词:顶板岩巷网格穿层钻孔顺层钻孔突出煤层

中图分类号:TD712文献标识码:A文章编号:1674-098X(2011)06(a)-0047-02

《防治煤与瓦斯突出规定》第六条规定: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。淮北矿业集团童亭煤矿86采区7、82煤层具有突出危险性,暂未进行开拓前区域突出危险性预测,根据《防治煤与瓦斯突出规定》第三十三条的规定,末进行区域预测的区域视为突出危险区。开拓前86采区7、82煤层防突措施暂按突出危险区进行设计,10煤按非突出危险煤层设计。

1 86采区概述

86采区主采7、82、10三层煤,整体为长1600m左右不规则菱形块段。采区煤层走向变化大,主要受五里谷堆背斜影响,大体形成两块煤层倾向、角均不同的地质块段,其倾向变化体现在东部NNE、西部$WW,其倾角变化体现出西部小、东部大这一特点。采区在中部被F11切割成东、西两块。煤层底板标高相差较大,最高为-360m,最低为-750m。

2 86采区区域瓦斯治理方案的提出

根据86采区瓦斯地质勘探资料,结合相邻82、Ⅱ82及84采区区域瓦斯治理方案,86采区优先开采7煤层作为后期的82煤层的上保护层进行开采。7煤层作为突出危险煤层,开采前必须对7煤层进行区域瓦斯治理。开采保护层是进行区域瓦斯治理的一条有效途径,进行保护层开采关键是选择合适的煤层作为保护层。

非突出危险10煤层不能作为7、82煤层的下保护层进行开采,一方面,该区10煤层厚度薄,上距7煤层的垂距大于100m,超过作为下保护层开采的最大保护垂距,另一方面,该区10煤层构造复杂,大面积受冲刷,连续性差,无法进行连续开采,开采后存在大量的岩柱,不能完全保护7煤层。

6、5煤层不能作为7煤层上保护层开采,一方面,6、5煤层厚度薄,地质构造复杂,断层多,连续性差;另一方面,6、5煤层作为上保护层开采,投入的物力、财力、人力大,经济效益差,对于具有突出危险性的7煤层来说,不科学,不合理;6煤层距7煤层平均间距仅有7m,距突出煤层7煤太近从而可能威胁保护层工作面安全。

7煤层下距82煤层31m,煤层稳定,根据82、82下、84采区瓦斯治理资料,7煤相对于82煤的突出危险性较弱,7煤作为82煤层的上保护层进行开采积累了一定的经验,7煤开采后对8煤的保护效果较好。所以,86采区选择7煤层作为82煤层的上保护层进行优先开采。

3 顶板岩巷网格穿层钻孔辅以机巷顺层钻孔抽采方案的提出

7煤瓦斯治理方案在参照86采区地质勘探资料,结合相邻82、Ⅱ82及84采区区域瓦斯治理方案,先后提出了以下三中方案:

方案一:底板岩巷网格穿层钻孔抽采瓦斯治理方案。7煤距8煤平均间距只有31m,86采区地质构造复杂,断层较多,在7、8煤之间布置岩巷,施工的过程中有可能多次揭穿突出煤层,威胁岩巷掘进工作面施工安全。如果在8煤底板布置岩巷,对7煤进行打钻解突,钻孔必须穿过8煤,由于8煤较软,存在塌孔现象,也无法下套管,用8煤底板巷对7煤打钻预抽瓦斯无法实现。所以,底板岩巷网格穿层钻孔解突7煤无法实现。

方案二:顺层钻孔抽采递进掩护瓦斯治理方案。7煤煤层较软,煤层顺层孔施工深度在我矿一直末获得突破性进展,根据82、Ⅱ82及84采区7煤顺层钻孔施工经验,在7煤施工卸压排放钻孔深度只能达到40m左右,采用顺层钻孔解突施工机巷,由于工作面倾斜长度为150m左右,如果用该方案进行解突,工作面内部需要施工2~3条腰巷,须增加巷道工程量,也给工作面回采期间管理带来较大的困难。所以本采区不采用该解突方案。

方案三:顶板岩巷网格穿层钻孔抽采辅以机巷顺层钻孔瓦斯治理方案。7煤上距6煤7米、52煤46m左右,顶板上12m处存在31m厚的沙泥岩层,具备顶板岩巷施工条件,在顶板抽放巷底板施工网格钻孔对7煤机巷、风巷、切眼及工作面内部进行预抽,我矿设备、人员等施工技术力量可以满足要求。该方案为了减少抽放钻孔的工程量,在工作面机巷解突施工后,从机巷向工作面内施工顺层钻孔,用以解突工作面下部40m范围内煤层。

4 顶板抽放巷设计

考虑工作面回采前在机巷沿煤层施工40深的顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯,为减少顶板抽放钻孔的工程量及保障抽放巷的围岩稳定性,7煤顶板抽放巷沿工作面走向布置在距7煤层顶板法距15m、风巷向下40m处。根据北京科技大学试验和测试结果,确定86采区7煤的抽放半径为3m,所以,顶板抽放网格穿层钻孔终孔位置间距为6m。在地质构造变化区域或卸压不充分的区域增补孔。

5 煤层区域瓦斯治理方案

在7煤层顶板按区段施工顶板抽放巷2条,施工至距切眼平距15m处用岩巷贯通,形成通风系统。在顶板抽放巷内施工抽放钻孔,对机巷、风巷、切眼进行解突(突出危险区内非首采工作面沿空掘进的风巷不需要解突);工作面的机巷、风巷、切眼进行区域解突施工后,工作面面内上部采取网格钻孔预抽煤层瓦斯;在工作面下部,从机巷向工作面内部施工40米深的顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。

突出危险区域煤层掘进实行岩巷预抽掩护,岩巷超前100m,预抽时间4个月;回采区域采用顶板网格穿层钻孔辅以顺层预抽煤层区域瓦斯,预抽时间6个月。

6 煤層区域防突措施效果检验

7煤作为保护层回采前采用预抽煤层瓦斯区域防突措施,以预抽区域的煤层残余瓦斯压力为主要指标进行措施效果检验。其中,在采用残余瓦斯压力指标对穿层钻孔、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揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,以实际的直接测定值为依据。

7 结论

采用顶板网格穿层钻孔辅以顺层钻孔预抽7煤层区域瓦斯防突措施,符合防突规程“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则,消除了突出隐患,夯实了安全基础,为7煤层作为保护层先期安全回采提供了保证。

参考文献

[1] 何健,朵增祥,等.安徽淮北矿业(集团)公司童亭煤矿矿井地质报告.

[2] 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.

[3] 中华人民共和国煤炭工业部.防治煤和瓦斯突出细则［M］．北京:煤炭工业出版社,2005.

[4]曹称平.近距离上保护层开采的实践[J].煤炭科学技术,2006,4.

[5]陶伟,王孝有.平煤股份四矿远程保护层开采综合治理技术研究[J].中州煤炭,2010,6.

[6]刘明举,王冕,李波,胡守涛.开采保护层的效果评价研究[J].煤炭科学技术,2011,1.

穿层钻孔瓦斯抽放 篇4

关键词：底板岩巷,穿层抽放,瓦斯流量

穿层钻孔[1]抽放是煤矿进行瓦斯抽采的一种方法。根据钻孔用途和施工方法的不同,穿层钻孔可分为2类:①在煤层底板中施工专门的底板岩巷,从岩巷道中通过施工上仰钻孔,穿过具有突出危险的松散煤层,抽采煤层中的瓦斯。②在煤层回风巷道中施工上仰钻孔,穿过煤层顶板及其上邻近的不可采煤层,利用煤层回采过程中的采动影响,抽采邻近层及部分采空区的瓦斯。其中煤层底板巷进行穿层钻孔抽采瓦斯的施工工艺方法一般适用于具有强突出危险的松软煤层,由于这类煤层松软,所以在本煤层很难施工沿煤层钻孔。这种瓦斯抽采工艺巷一般布置在欲掘进煤巷的下方,在该巷道不仅抽采欲掘进巷道部分煤层及其影响范围内的瓦斯,也抽采欲回采煤层中的瓦斯,确保煤巷掘进和煤层回采时工作面瓦斯不超限、不突出。

1 鹤壁十矿1307底板抽放巷概况

鹤壁十矿1307工作面位于矿井13采区中上部,该工作面北邻1107和1109工作面,南到F1059断层为界,西邻1305工作面(未采),东邻1309工作面(未采)。地面标高在+162.2～+180.3 m之间,该工作面煤层距离地面垂深为552.2～620.3 m。1307底板抽放巷位于1307工作面下部,布置在二1煤层底板砂岩中,下帮距煤层较近(距煤层法线8～16 m),上帮距离煤层较远,因此仅在下帮钻场内布置穿岩钻孔进行抽放。钻场规格:4.0 m×3.6 m×2.6 m,该抽放巷总长306.72 m,巷道断面3.4 m×3.0 m,采用锚网喷支护,该巷道主要用于预抽1307胶带运输巷的条带瓦斯。

2 穿层钻孔施工工艺的选择

目前在煤矿施工瓦斯抽放钻孔过程中普遍使用的排渣方式主要有2种:①风排[2],即,使用高压风吹排钻孔内粉尘。该法会在施工巷道内产生大量的粉尘,但是对进入煤层的孔段不会造成塌孔,保证抽放瓦斯的效果;②水排,即使用有一定压力的水冲刷孔内煤粉,水力排渣优点是钻进过程中不产生粉尘或粉尘较少,最大的缺点是容易造成煤层段的孔垮孔,抽放效果较差。鹤壁十矿现使用的是岩石段水排、穿煤段风排的排粉方式,但由于煤质较软,出现孔内煤粉不易排净,易造成孔内堵塞现象,抽放3个月后钻孔衰减到几乎不起作用,抽放效果较差。现对在鹤壁十矿1307底板抽放巷内的4个瓦斯抽放钻场采用的4种穿层钻孔施工工艺进行分析比较。

2.1 全程用水排粉施钻工艺

全程用水排粉施钻工艺操作简单易行,但是在施工到穿煤段中部时,易出现因瓦斯压力较大、孔内水积攒较多且产生煤泥封堵而发生瞬间喷孔现象。该方法在3#抽放钻场内进行试验,经过观察,存在穿煤段因积水形成煤泥、堵塞穿煤段现象。由图1可得,该钻场瓦斯流量在30 d内由开始抽放时的0.12 m3/min下降到0.02 m3/min以下,同时瓦斯浓度也是随流量的减小迅速下降,由开始带抽时的瓦斯浓度为85%降到30%以下。由此可以得出,使用全程用水排粉施钻工艺,在1个月后抽放瓦斯流量和浓度分别下降了80%和75%,不能起到很好的抽放瓦斯的作用。

2.2 穿岩段水排穿煤段风排粉施钻工艺

该施钻工艺在4#钻场进行试验,该方法也简单易行,但在使用风排期间,进入穿煤段后出现多次喷孔现象。由于煤质松软,穿煤段煤粉排放不净,经观察,在穿煤段出现塌孔、堵塞等情况,使抽放钻孔的瓦斯浓度、流量均受影响。由图2可知,该抽放钻场瓦斯流量在60 d内由带抽时的0.08 m3/min下降到0.02 m3/min,为最初带抽时的25%;瓦斯浓度也由带抽时的68%下降到40%以下;同时在钻孔施工完开始带抽时,其抽放的瓦斯流量小,瓦斯浓度也较低。因此可知,该排粉施钻工艺在抽放煤层瓦斯时抽放效果不好。

2.3 全程水排粉施钻并在穿煤段使用水力冲孔

该施钻工艺在5#钻场实施,成孔后水力冲孔期间,出现瞬间瓦斯涌出量增大,水、煤和瓦斯喷出的现象。冲孔后钻孔穿煤段经水冲刷,使煤中的瓦斯放散初速度减小,降低了瓦斯能的释放功率。且由于塌孔,在钻孔煤岩交接段形成较大范围的煤泥堵塞现象,使钻孔抽放范围内瓦斯涌出量减少。因此该工艺在实施后,瓦斯流量衰减较快。由图3可知,该钻场流量带抽后观测值为0.05 m3/min,瓦斯浓度为60%,60 d内该钻场抽放瓦斯流量和瓦斯浓度分别下降到0.01 m3/min和15%左右,分别为最初带抽时的20%和25%,最终稳定在0.01 m3/min和10%,且开始带抽时的瓦斯抽放量和浓度较小,抽放效果极差,整个钻场几乎不起作用。

2.4 全程水排粉施钻并在穿煤段使用高压风扩孔

该施钻工艺在6#钻场内实施,成孔后进行高压风冲孔期间,瞬间瓦斯涌出量增大,喷孔现象较严重。但由于高压风扩孔在穿煤段空间形成了较大的孔洞,煤体空隙体积得到增加,大大提高了瓦斯内能的释放功率,钻孔控制范围内瓦斯涌出量增加。因此该工艺实施后,瓦斯浓度和流量有较长时间的稳定期。由图4可知,该钻场带抽时瓦斯浓度和流量就较大,且随时间推移瓦斯浓度、流量变化较小,无短时间内大幅度下降现象,下降范围比较小。在观测期间,该钻场瓦斯浓度始终保持在40%以上,钻场流量也无大幅度变化,至今保持着0.04 m3/min的瓦斯流量。

综合以上4种穿层抽放钻孔施工工艺的试验与实测的瓦斯流量和瓦斯浓度数据的结果,可以得出,采用全程水排粉施钻工艺并在穿煤段使用高压风扩孔的方法,对瓦斯抽放的效果比较好,长时间抽放瓦斯的效率也比较高。

3 工业性试验效果

鹤壁十矿在1307底板岩巷后续的钻场中均采用全程水排粉施钻工艺,并在穿煤段使用高压风扩孔施工工艺,使抽放瓦斯流量和浓度均能稳定在较高水平,抽放效率平均提高了近10倍,抽放效果大大改善;同时采用该方法后,在1307胶带运输巷掘进期间进行观测。观测结果表明:施钻工艺优化前 回风流瓦斯浓度在0.5%～0.6%,且瓦斯超限时有发生;施钻工艺优化后,回风流瓦斯浓度下降到0.3%左右,掘进面瓦斯浓度下降到0.1%～0.2%,杜绝了瓦斯超限现象的发生;月进尺由30 m/月提高到60 m/月,大大缓解了矿井生产接替紧张局面,提高了矿井安全生产水平。

4 结论

(1)通过穿层抽放钻孔施工工艺优化,鹤壁十矿实现了掘进工作面区域消突的要求,做到了《防治煤与瓦斯突出规定》中要求的“不采掘突出头、不采突出面”的规定,为矿井的安全生产提供了强有力的保障。

(2)使用底板抽放巷综合抽放技术后,有效控制了掘进及回采期间瓦斯涌出量,使掘进期间单进提高了1倍。预计1307工作面通过区域治理可提前2个月投产,直接经济效益为2 000万元;同时,利用抽放出的瓦斯发电也产生了可观的经济效益;通过施工工艺优化,大大提高钻孔有效利用率和有效使用时间,减少施钻所占用的人力和物力。

参考文献

[1]于不凡,王佑安.矿井瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社,2000.

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。

穿层钻孔瓦斯抽放 篇6

关键词：掏穴,煤层透气性,穿层钻孔

1 概述

丁集煤矿实测11-2煤层瓦斯压力1.1MPa、瓦斯含量5.65m3/t, 煤层厚度为2.6m, 煤层坚固性系数为0.53, 透气性系数为0.01315m2/MPa2·d。煤层透气性较差, 通过现场实践, 透气性差的煤层穿层钻孔预抽瓦斯浓度、流量低, 煤层消突时间长, 严重影响矿井的采掘接替。经过在1222 (1) 轨顺、运顺底板巷穿层钻孔过程中对不同工艺施工的钻孔抽采情况考察分析, 发现穿层钻孔抽采效果差的主要原因是钻孔在煤层中暴露面小, 透气性系数低, 预抽钻孔周边瓦斯源不能及时补给, 造成抽采浓度、流量衰减快。为提高穿层钻孔打钻抽采效果, 增大单个钻孔煤层暴露面积, 提高煤层透气性系数, 决定在1222 (1) 轨顺、运顺底板巷施工穿层钻孔过程中对所有钻孔实行“先掏后冲、掏冲结合”的增透技术, 通过先后试验、改进, 提高了瓦斯抽采率, 缩短了抽采时间, 取得了一定的效果, 实现了抽采最大化和煤巷的安全、快速掘进。

2“先掏后冲、冲掏结合”增透技术

“先掏后冲、冲掏结合”施工工艺。首先, 使用普通钻头钻进至终孔, 起钻后更换掏穴钻头由见煤点位置开始掏煤钻进, 掏至终孔位置后, 利用压力水对钻孔煤层段进行冲刷。

3 现场试验

1222 (1) 轨、运顺底板巷每40m设计一个钻场, 每个钻场设计5~6组, 每组设计10个钻孔, 所有钻孔全部进行掏、冲施工。

掏穴结束后, 继续带水空转3-5分钟, 密切察看孔口煤岩粉排出情况;孔口直到无明显返煤渣时, 前后拉动钻具在煤层段移动, 对煤层段进行2-3次循环冲刷, 直到孔口无明显返煤渣时, 停止冲孔, 然后再起出钻具;起钻完毕, 收集煤粉并计量。

全孔下聚乙烯套管, 见煤前2m及煤段全部下1, , 花管, 其余下1实管, 第一根花管前须加堵头;1套管下至距孔口20m处, 连接1变变22的的变变头头后后, , 再再下下入入2200mm22套管 (孔口外露200mm左右) 和一路2m长4分注浆管 (孔口外露300mm左右) ;孔口采用棉纱和聚氨酯向孔内封孔1~1.5m;孔口聚氨酯膨胀后, 用注浆泵从注浆管注入水泥浆, 当2套管返浆时, 第一次注浆结束;待第一次注浆结束1.5小时以后必须进行二次注浆。

4 效果分析

1222 (1) 轨顺底板巷自2014年3月25日开始采用掏冲增透措施, 截止至目前共施工掏穴钻孔1532个, 掏穴进尺7.73万m, 共掏出煤量3864.85t, 平均每孔掏冲量约为500kg/孔。

1222 (1) 运顺底板巷自2014年3月25日开始采用掏冲增透措施, 截止至目前共施工掏穴钻孔1551个, 掏穴进尺8.13万m, 共掏出煤量4000.25t, 平均每孔掏冲量约为500kg/孔。

4.1 掏冲量分析

常规钻孔煤层段钻进过程中, 产生的钻屑质量一般为13.03kg/m。采用φ300mm掏穴增透后钻孔产生钻屑质量为78.8kg/m。冲孔增透后经计算产生的钻屑质量平均为108.69kg/m, 是常规钻孔钻进产生的钻屑的8倍。常规孔径为φ113mm的钻孔钻进后每米产生的孔底面积0.01m2, 压冲钻孔增透后每米产生的孔底面积0.083 m2, 是常规钻孔钻进产生的孔内面积的8.3倍。

4.2 抽采纯量考察

1222 (1) 轨顺底板巷未采取增透措施前百孔抽采纯量为1.07m3/min, 采取掏冲增透措施后百孔抽采纯量为1.7m3/min, 抽采纯量提高了0.63m3/min。1222 (1) 运顺底板巷采取增透措施前百孔抽采纯量为1.01m3/min, 采取掏冲增透措施后百孔抽采纯量为2m3/min, 抽采纯量提高了0.99m3/min。因此, 通过对1222 (1) 轨、运顺底板巷采取掏冲增透措施前后施工的两个评价单元进行抽采效果考察, 采取增透措施后两个单元的抽采纯量达到1.7~2m3/min, 比未采取增透措施时抽采纯量提高0.63~0.99m3/min。

5 结论

5.1 钻孔通过掏穴后在煤层中形成大孔洞, 比常规钻孔的煤层暴露面积和钻孔周围煤体卸压范围大, 增加了煤层透气性, 使得掏穴量是常规钻孔钻进产生钻屑的8倍, 百孔钻孔抽采纯量提高了1.9 倍, 抽采效果提高显著。

5.2 掏穴钻孔增透技术施工工艺简单, 操作方便, 对穿层钻孔预抽煤层瓦斯具有积极的指导意义。

参考文献

[1]王虎胜, 郑吉玉.煤层预抽瓦斯钻孔有效抽采半径及合理抽采时间研究[J].煤炭技术, 2015, 34 (2) :137-139.

利用钻孔抽放采区瓦斯技术与应用 篇7

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8

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9

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