消突工作

消突工作（共7篇）

消突工作 篇1

0 引言

随着矿井开采深度增加,煤层瓦斯含量、压力不断加大,矿井生产活动中容易发生煤与瓦斯突出的威胁也不断增大。在应力集中区域进行石门揭煤,对煤矿安全生产构成威胁更甚。因此,应力集中区域的高瓦斯煤层消突工作是矿井安全生产的前提。

1 工作面概况

8104机巷位于卧龙湖煤矿北一采区,北一采区主采煤层8煤为突出煤层。8煤煤层结构较简单,煤岩层产状36°∠10°,8煤层平均厚3.0 m。8104机巷位于北一采区埋深最大地点,处于孟庄向斜轴部应力集中区域,揭煤区域有1条落差0.9 m的正断层。煤层瓦斯含量高、压力大,地应力大,相邻工作面曾出现喷孔、响煤炮等动力现象。

2 瓦斯赋存情况

经煤炭科学研究总院重庆分院2005年8月鉴定,卧龙湖煤矿8煤层为突出煤层;根据《恒源煤电有限公司卧龙湖煤矿北一采区8煤层开拓后区域预测报告》,卧龙湖煤矿北一采区8煤层标高-478.1 m以深为突出危险区。该矿7、8煤层层间距9~13.2 m,其瓦斯赋存参数如表1所示。

3 区域防突措施

3.1 穿层钻孔预抽煤层瓦斯

采用穿层钻孔预抽煤层瓦斯作为8104机巷揭煤工作面区域防突措施,施工地点在六区段8煤底抽巷。钻孔控制范围为距8104机巷顶板法距≤7 m位置的8煤层,钻孔控制到8104机巷巷道轮廓线外≥12 m,钻孔以6 m×6 m网格布置,其中断层前后15 m范围以3 m×6 m网格布置。钻孔孔径108 mm,封孔深度12 m,抽采负压不得低于13 k Pa。

为增强抽采效果、缩短抽采时间、提高煤层的透气性,钻孔施工过程中采用高压水力割缝工艺。

3.2 水力割缝工艺的实施

为加强煤层瓦斯抽采效果,钻孔过程中采取水力割缝工艺,即在煤层中先施工1组抽采钻孔,然后对所有钻孔内8煤进行水力割缝。水力割缝通过高压振荡射流,在抽采钻孔煤层范围内定点径向切割或煤层范围内上下来回切割。切割后在钻孔周围形成1条具有深度的扁平缝槽,并利用水流将切割下来的煤块带出孔外,从而增加煤体的暴露面积,使抽采钻孔附近煤体局部卸压,改善了瓦斯流动条件,改变煤体原始结构,增大煤层透气性,从而达到煤层增透的目的[1]。8104机巷揭8煤区域预抽钻孔平面布置如图1所示。

六区段8煤底抽巷区域预抽钻孔沿巷道呈排状布置,每排9个孔,钻孔编号分别为1#—9#。每排钻孔中的2#、4#、6#作为割缝钻孔,自上向下每0.5 m割1刀,上分层割缝不少于3刀,下分层割缝不少于2刀。割缝泵压不低于24 MPa,单孔割煤出煤量不少于3 m3。

8104机巷揭8煤区域预抽(水力割缝)钻孔平面布置如图2所示。

4 实施效果

8104机巷揭8煤区域共施工穿层钻孔342个,对其中114个钻孔进行水力割缝,割出煤量412 m3,平均单孔割煤量3.6 m3。经计算,水力割煤割出的煤层孔洞直径为1.24 m。

在该区域煤层瓦斯抽采3个月(2016-02—04)后,对8煤进行区域效果检验,实测其残余瓦斯含量为4.6 m3/t,小于指标临界值7 m3/t;实测其残余瓦斯压力为0.38 MPa,小于指标临界值0.74 MPa。这表明区域防突措施有效,该区域完成消突工作,无突出危险[2,3]。卧龙湖煤矿北一采区各煤巷消突参数如表2所示。

8104机巷消突时间为3个月,明显少于其他巷道消突时间。8104机巷揭煤区域采取水力割缝工艺,实现了快速消突的目的。

5 结论

(1)卧龙湖煤矿北一采区8104机巷揭煤区域采取水力割缝工艺,使抽采钻孔附近煤体局部卸压,改善了瓦斯流动条件,改变煤体原始结构,增大煤层透气性,实现了快速消突的目的。

(2)通过割缝后,对割缝钻孔与未割缝钻孔分单元计量,实施水力割缝工艺的瓦斯预抽,钻孔平均单孔瓦斯抽采量提高了42%。

(3)应力集中区揭煤工作面快速消突方案为卧龙湖煤矿今后对应力集中区域快速揭煤提供了理论和实践依据。

摘要：卧龙湖煤矿地质构造复杂,煤层瓦斯含量较大,为煤与瓦斯突出矿井,复杂的地质构造给矿井消突工作带来困难。通过在北翼采区应力集中区域改变消突工艺,测定该区域煤层的瓦斯含量、瓦斯压力,研究该矿井8煤层应力集中区域快速消突方案,为卧龙湖煤矿对应力集中区域煤层瓦斯治理提供了理论和实践依据。

关键词：应力集中区域,瓦斯含量,瓦斯压力,快速消突方案

参考文献

[1]方前程,王兆丰,杨利平.利用水力割缝提高低透气性煤层瓦斯抽放的试验研究[J].煤,2007,16(5):1-2.

[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[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

[3]国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社,2016.

消突工作 篇2

关键词：埋深超千米,松动爆破,煤与瓦斯突出,“三带”

随着矿井开采范围的不断扩大, 开采深度不断增加, 部分工作面埋深已经超过千米, 随之而来的煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量大大增加, 煤层透气性降低, 地应力和煤与瓦斯突出危险性也显著增加, 给矿井安全开采带来了巨大的压力。平煤股份十二矿己15-31010工作面埋深超过1 000 m, 煤层原始瓦斯压力达1.78 MPa, 瓦斯含量达15.3 m3/t, 煤与瓦斯突出危险性显著增加。为防止工作面回采期间出现以地应力为主导的煤与瓦斯突出事故, 本文对超千米回采工作面松动爆破卸压消突技术进行了研究。

1 松动爆破卸压消突技术原理

研究表明, 工作面形成后, 在采掘工作面前方始终存在应力分布“三带”, 即依次为卸压带、应力集中带和原始应力带[1,2,3]。随着工作面的推进, 应力“三带”逐步前移。处于卸压带的煤体内部形成了大量的裂隙, 煤体已大量破碎, 其内部赋存的弹性能大部分得到释放, 已不能承受太大的应力作用, 因此该区域的应力值较低。由卸压带到应力集中带, 应力逐渐升高, 在该区域煤层承受的地应力较高, 因此, 工作面前方应力集中是工作面安全回采需要解决的问题[4,5,6]。

工作面松动爆破是指在工作面回采前, 在工作面前方一定卸压煤体防护下, 将钻孔施工至工作面前方应力集中带附近, 对应力集中带进行定点松动爆破的卸压技术。一方面, 使应力集中带及高压瓦斯带移向煤体深部, 卸压带范围增大, 有利于消除因煤质软硬不均和地质构造引起的应力集中, 降低煤体瓦斯压力梯度和应力梯度, 进而防止煤与瓦斯突出的发生, 为工作面回采提供较大范围的安全屏障;另一方面, 松动爆破技术的实施, 使工作面前方应力集中区域煤体充分卸压, 煤层瓦斯得以缓慢释放, 进而提高了煤体的塑性, 降低了煤与瓦斯突出的危险性, 消除了煤与瓦斯突出的物质基础[7,8,9,10]。

2 工作面概况

平煤股份十二矿己15-31010采面位于矿井三水平上部, 是三水平己15煤层的首采面。采面南邻北山风井保护煤柱, 北邻原己14-31010进风巷, 东邻八矿井田边界, 西邻三水平东翼回风下山。该采面设计走向长926.2 m, 倾斜长218.5 m, 煤厚2.4~3.4m, 平均厚3.2 m, 煤层容重13.3 k N/m3, 可采储量81.8万t。煤层倾角3°~7°, 平均5°。工作面标高-737~-806 m, 对应地面标高为+270~+360 m, 埋深1 007~1 166 m。煤层原始瓦斯压力达1.78MPa, 瓦斯含量达15.3 m3/t, 位于煤与瓦斯突出危险区域。工作面基本顶为灰白色, 夹泥质条带细砂岩, 厚度为2.5 m;直接顶为灰色块状砂质泥岩, 厚度为4.0 m;伪顶为灰色泥岩, 厚度0.5~1.0 m;直接底为灰色块状泥岩, 厚度0.5 m。

3 工作面消突设计

为了防止生产期间出现煤与瓦斯动力现象和瓦斯高值, 在区域验证前执行工作面防突措施, 并进行瓦斯释放钻孔设计和松动爆破钻孔设计。

(1) 瓦斯释放钻孔设计。采煤工作面瓦斯释放钻孔间距1.5 m (每架一个) , 呈“三花眼”布置, 孔深18.3 m, 其中, 上排孔开孔距煤层底板1.4 m, 水平角0°, 倾角4°, 首开孔位置位于第11架, 终孔位于第135架;下排孔距煤层底板1.2 m, 水平角0°, 倾角1°, 首开孔位置位于第12架, 终孔位于第136架, 2排共126个。钻孔布置如图1所示。瓦斯释放钻孔超前距为15 m。

瓦斯释放钻孔由瓦检员、防突测试工联合监督、验收, 钻机操作人员详细记录钻孔施工过程中出现的异常情况, 出现喷孔、顶钻、中度及以上煤炮等异常现象时, 按照补孔原则进行补孔。如果出现喷孔0.5 m及以上或中度及以上煤炮且钻机下风侧便携式甲烷检测仪增幅达0.2%及以上时, 则在该孔左右0.5 m位置各补打一个钻孔;如果补孔出现喷孔0.5 m及以上或中度及以上煤炮且钻机下风侧便携式甲烷检测仪增幅达0.2%及以上时, 则在该补孔左右约0.3 m位置补打2个钻孔, 如此循环, 直至不再出现喷孔、煤炮现象为止。补打钻孔参数与出现异常钻孔的参数相同、补打钻孔与其他钻孔重合时, 布置在该孔上下0.2 m位置。

(2) 松动爆破钻孔设计。设计松动爆破孔孔径89 mm, 孔深12.5 m, 根据以往实践经验, 孔间距设置为12 m, 爆破孔开孔距煤层底板1.2~1.5 m, 水平角0°, 倾角2°。松动爆破钻孔布置如图2所示。

为了增加松动爆破的均匀性, 每次松动爆破设计16个爆破孔, 第1个循环施工第10、18、26……130架;第2循环施工第12、20、28……132架;第3循环施工第14、22、30……134架;第4循环施工第16、24、32……136架;第5个循环与第1循环布置相同, 施工第10、18、26……130架 (依此循环) 。

每个松爆孔装药12卷 (400 mm/卷) 煤矿三级安全许用炸药, 炸药每3卷为1组, 捆绑放入PVC管中, 引药3个, 全部为正向装药, 3个引药并联连接, 管口处将炮线引出。管两端用黄泥堵严, 确保药卷在管内固定。封孔采用孔底装药, 向外依次装水炮泥、沙, 外口封黄泥, 要求外口封泥段长度不小于2 m, 剩余段主要用沙和水炮泥封堵 (图3) 。

在松动爆破过程中, 当爆破后瓦斯浓度超过1.5%时, 应减少装药量, 由原来的12卷减少为9卷;减少药卷后, 松爆后瓦斯浓度仍超过1.5%时, 必须分析原因, 采取针对性措施。瓦斯释放钻孔与松动爆破孔重合时, 该位置不再施加瓦斯释放钻孔。

4 工作面消突实施效果

为考察松动爆破卸压消突技术的有效性和可靠性, 分别对炮后瓦斯涌出情况、煤体的物理力学性质、防突测试指标、割煤期间的瓦斯涌出情况、生产效率等进行了研究。

(1) 爆破后瓦斯涌出情况。工作面回采以来, 共执行46个进尺循环, 其中前11个循环未执行松动爆破措施, 以后的每个循环均执行了松动爆破措施。执行松动爆破期间, 回风巷里段瓦斯浓度一般在0.65%~0.92%, 平均0.81%;正常情况下, 回风巷里段瓦斯浓度一般在0.35%~0.44%, 平均0.39%, 即爆破后瓦斯涌出绝对量0.42%。根据工作面配风及松动爆破对工作面回风巷瓦斯浓度影响的时间计算, 执行一次松动爆破措施能够释放瓦斯201.6 m3, 能有效降低工作面前方煤层瓦斯含量。

(2) 煤体的物理力学性质。为了考察松动爆破对煤体的物理力学性质影响, 分别采集16组松动爆破前后钻孔同一深度的煤样进行了对比试验。试验结果表明, 煤的坚固性系数平均值由0.42提高到0.67, 提高了59.5%, 煤的瓦斯放散初速度由10.4降到7.1, 降低了31.7%, 煤体抵抗煤与瓦斯突出的能力大大增加。

(3) 防突测试指标考察。为了考察松动爆破对防突测试指标的影响效果, 分别考察了前11个循环与后35个循环的防突测试指标测试结果。目前, 工作面主要采用《防治煤与瓦斯突出规定》第七十五条规定的钻屑指标法预测工作面的突出危险性, 钻屑量S指标的临界值为6 kg/m, 钻屑瓦斯解吸指标Δh2指标的临界值:干煤为200 Pa, 湿煤为160 Pa。松动爆破前后每个循环钻屑量最大值变化及每个循环钻屑瓦斯解吸指标最大值变化如图4所示。

从图4可以看出, 松动爆破前, 钻屑量指标最大值在2.90~4.30 kg/m变化, 平均值为3.57 kg/m, 松动爆破后, 钻屑指标最大值在1.70~3.00 kg/m变化, 平均值为2.35 kg/m;松动爆破前, 钻屑瓦斯解吸指标最大值在80.0~160.0 Pa变化, 平均值为116.4 Pa, 松动爆破后, 钻屑瓦斯解吸指标最大值在40.0~100.0 Pa变化, 平均值为65.1 Pa。

(4) 割煤期间瓦斯涌出情况。为了考察松动爆破对割煤期间瓦斯涌出的影响, 分别考察了前11个循环与后35个循环割煤期间回风巷瓦斯涌出情况。执行松动爆破前, 回风巷瓦斯浓度在0.36%~0.55%, 平均为0.46%;执行松动爆破以后, 回风巷瓦斯浓度在0.33%~0.51%, 平均为0.42%。结合工作面配风情况, 可以计算出松动爆破使割煤期间瓦斯涌出绝对量降低了0.96 m3/min。

(5) 生产效率情况。为了考察松动爆破对生产效率的影响, 分别考察了执行松动爆破措施前后的生产效率情况。执行松动爆破措施前, 因为割煤期间瓦斯大, 月进尺为30 m, 执行松动爆破措施后, 月进尺达42 m, 生产效率提高了40%。

5 结论

(1) 分析了松动爆破卸压消突技术原理, 指出了松动爆破位置应控制在工作面应力集中带。

(2) 研究了松动爆破前后瓦斯涌出情况、煤体的物理力学性质、防突测试指标、割煤期间瓦斯涌出情况、生产效率等。研究表明, 采取松动爆破卸压消突技术后, 有效降低了工作面前方煤层瓦斯含量, 煤体抵抗煤与瓦斯突出能力大大增强, 防突测试指标最大值显著降低, 割煤期间瓦斯少涌出0.96 m3/min, 生产效率提高了40%, 安全与经济效益显著。

参考文献

[1]方昌才.突出煤层深孔预裂控制松动爆破防突技术研究[J].矿业安全与环保, 2004, 31 (2) :21-23.

[2]石必明, 俞启香.低透气性煤层深孔预裂控制松动爆破防突作业分析[J].建井技术, 2002, 23 (5) :27-30.

[3]赵伏军.松动爆破在煤矿开采中的应用[J].爆破, 2002, 19 (1) :40-42.

[4]张超.煤巷掘进中深孔松动控制爆破防治煤与瓦斯突出技术的研究[D].北京:中国地质大学, 2005.

[5]周长巨.松动爆破在煤矿生产中的应用[J].煤炭技术, 2008, 27 (5) :65-66.

[6]白军全.谈谈松动爆破在防治煤与瓦斯突出中的应用[J].煤炭工程, 2006, 26 (3) :42-44.

[7]辛新平.炮采放顶煤工作面顶煤预裂爆破试验[J].煤炭科学技术, 2003, 31 (12) :31-33.

[8]员小有, 杨小林, 崔国顺.预裂松动爆破在炮采放顶煤工作面的应用[J].煤, 2000, 9 (4) :19-21.

[9]刘健.低透气煤层深孔预裂爆破增透技术研究及应用[D].淮南:安徽理工大学, 2012.

穿层钻孔抽采消突技术研究与应用 篇3

四水平17层一四区一段为兴安矿四水平首采区, 位于四水平 (-280～-355m标高) F1断层上盘南部区。南北走向长约1600m, 平均倾斜宽约144m, 17-1煤层平均厚度6米、17-2煤层平均厚度5米, 本区煤炭储量为355万吨。该煤层上覆11号煤层三水平均已采完, 层间距北小南大, 约80～200m。该煤层下伏18号煤层, 尚未开采, 层间距南小北大, 约30～60m。经测算17层煤层瓦斯含量为10.12 m3/t, 四水平南17层一四区一段地质储量160万吨, 本区瓦斯储量为1619万m3。四水平南17层一四区一段标高 (-280-355) 位于兴安矿始突-310m标高以下, 具有突出危险性。兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力。经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力, 经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性, 兴安矿突出危险性预测主要是测定煤层压力, 经测定, 三水平南二石门以北至南一石门580米范围内四水平17层一段煤层具有突出危险性。

2 区域消突方案和作法

在四水平南17层1-4区一段总机道内由设计停采线向设计切眼方向向四水平南17层1-4区一段煤机道两侧施工预抽穿层钻孔, 共施工抽放钻场13个, 预抽钻孔462个, 钻孔落点控制在一段机道上帮轮廓线以外20m, 下帮轮廓线以外5-75m, 钻孔长度40-120m, 钻孔角度8-38度。条带中空白区域未覆盖钻孔的, 因其测试瓦斯初始压力时均低于0.5Mpa, 所以没有进行瓦斯抽放, 直接进入区域效果验证。预抽范围见整体分布详细图如图1。在机道、切眼和轨道施工完毕后, 施工顺层钻孔沿回采工作面机道由设计切眼向设计停采线方向平行切眼布置。钻孔间距10m, 钻孔水平落点轨道往下20m。钻孔长度80m, 钻孔角度35度。预抽瓦斯钻孔及抽放瓦斯工程量:施工钻孔量:46764米/462个, 2007年7月至2010年8月三年累计抽放瓦斯409.2万米3, 预抽放瓦斯占本区瓦斯总量的25.2%, 达到了预抽煤层瓦斯实现消突效果。

3 局部消突和石门安全揭煤

3.1 石门揭煤工作面。

⑴石门概况:本区设计走向长度840米, 开拓布置方式采取南部边界上山、中部轨道上山、一段总轨道、一段总机道岩巷, 其中总机道布置4个机道石门走向反上, 石门间距170-250米、总轨道布置3个轨道石门走向反上, 石门间距300米。⑵石门揭煤工作面突出危险性预测:石门揭煤工作面的突出危险性预测选用综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法。在机道石门施工30米停工施工抽放硐室, 倾斜反上在石门钻场按前进平行方向打钻施工探煤钻孔, 若是走向反上则在石门钻场按煤层走向方向施工探煤钻孔, 作为测定煤层原始瓦斯压力和措施效果检验孔。⑶防突措施:每个石门布置施工至少33个钻孔, 钻孔呈扇形布置, 同一方位布置3个钻孔 (上、中、下) , 钻孔间距0.5m, 钻孔落点煤层顶板, 钻孔落点水平间距5m, 终孔孔底水平间距15m, 钻孔长度55-200m。钻孔施工完毕后全部配孔抽放, 抽放直到测压孔压力表读数小于突出危险性临界值0.74 Mpa方可采取局部防突措施安全揭煤, 预抽瓦斯在揭穿煤层之前应当保持抽采状态。⑷工作面防突措施效果检验:石门防治突出措施执行后, 采取钻屑指标方法检验措施效果, 即测定钻屑瓦斯解吸指标△h2或残余瓦斯压力P。检验孔数为5个, 分别位于石门的上部、中部、下部和两侧, 终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。经措施效果检验有效后, 方可采取安全措施施工。

3.2 采煤工作面突出危险性预测。

采煤工作面突出危险性预测使用煤巷掘进工作面的煤钻屑解吸指标突出预测方法, 沿采煤工作面每隔10m-15m布置一个预测钻孔, 孔深根据工作面条件选定, 一般为5m-10m。当预测为无突出危险工作面时, 每预测循环应留2m预测超前距。

3.3 工作面防突措施。

采用超前排放钻孔和浅孔抽放瓦斯作为采煤工作面的防突措施时, 钻孔直径一般为75～120mm, 钻孔在控制范围内应均匀布置, 在煤层的软分层中可适当增加钻孔数;超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定。

3.4 采煤工作面防突效果检验。

采煤工作面防突措施效果检验用采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。沿采煤工作面每隔10～15m布置一个检验钻孔, 深度小于或等于防突措施钻孔。如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值, 且未发现其它异常情况, 则措施有效;否则, 判定为措施无效。

3.5 安全防护措施。

井巷揭穿17煤层或在煤层中进行采掘作业时, 都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离爆破、反向风门、避难峒室、压风自救系统和隔离式自救器等安全防护措施。

4 区域消突检验及区域验证

消突检验:在四水平南17层一段总机道向机道施工穿层钻孔进行效果检验, 共布置六组21个钻孔, 每隔50m布置一个检验孔。钻孔呈扇形布置, 钻孔落点控制在一段机道上帮轮廓线、下帮轮廓线以外各15m范围以内, 钻孔长度30-60m, 钻孔角度15-38度。顺层钻孔在设计机道内, 由设计切眼向设计停采线方向沿走向每隔50m范围内施工一个检验孔, 钻孔平行切眼布置, 钻孔落点煤层中, 钻孔长度20-60m, 钻孔角度35度。区域验证:在工作面进入该区域时, 进行至少两次区域验证;工作面每推进50m至少进行两次区域验证;在构造破坏带连续进行区域验证;钻孔每施工1.0米测定钻屑量指标S一次, 每间隔2.0米即2.0米、4.0米、6.0米、8.0米深度采集煤屑样本。当连续进行两次突出危险性验证, 各指标都小于临界值即△h2<200Pa, S<6kg/m时, 工作面预测为无突出危险工作面。正常采掘作业时, 每掘进25m进行两次突出危险性验证 (验证方法如上) 。

5 结论

对-290标高以下机道石门揭煤, 进行局部消突措施后, 实现安全揭煤;通过打测压钻孔, 对煤层残余瓦斯压力测定, 压力均小于0.74Mpa以下;采取钻屑解吸指标法进行突出危险性测定, 本区域实现消突。综上述兴安矿四水平17层一四区一段实现区域和局部消突。

摘要：通过对兴安矿一290标高以下17层 (突出煤层) 中部区一段首采区, 进行煤与瓦斯突出危险性预测, 对17层煤层打穿层钻孔进行“四位一体”消突, 形成工作面生产系统。

关键词：煤与瓦斯突出,穿层钻孔,预抽,效果检验,消突

参考文献

[1]张振普.煤矿安全生产管理与技术[M].北京:中国矿业大学出版社, 2008, 5.

石门揭煤综合消突技术研究及应用 篇4

鹤壁矿区多数矿井为高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井, 随着采掘活动逐步向深部转移, 煤层瓦斯含量和压力明显增大, 突出危险性日益严重。为了保证矿井和采区的顺利接替, 在总结分析各类石门揭煤防突措施的基础上, 结合八矿正常煤层赋存规律, 通过研究, 认为采取石门揭煤交叉抽放钻孔防突技术措施, 配合石门小断面掘进, 采用金属骨架—注马丽散组合加固煤层顶板控制技术, 可一次安全揭开突出煤层。

1 揭煤地点工作面概况

3004中巷一石门位于30采区北部, 主采二1煤层, 地面标高+132～+175 m, 埋深540 ～735 m。煤层走向南北, 北部走向NE, 向东倾斜。煤层倾角22°～37°, 煤厚6.8 m, 煤层底板波状起伏比较发育, 造成煤层起伏不平。煤层原始瓦斯含量12.1 m3/t, 瓦斯压力1.1 MPa, 煤层透气性系数为2.6～4.7 m2/ (MPa2·d) , 属于可以抽放煤层。

3004中巷一石门设计长度44 m, 支护方式采用锚网支护, 断面规格3.4 m×2.9 m (宽×高) 。目前, 停掘位置距煤层底板垂距7 m开始掘进钻场, 进行石门揭煤前的抽放工作。

2 揭煤方案

2.1 探明煤层赋存情况

3004中巷一石门向前掘进26 m与煤层底板垂距10 m时, 施工3个穿透煤层全厚的前探钻孔, 探明了煤层赋存状况, 有利于指导石门揭煤工作。

2.2 掘进钻场进行抽放

为了加强3004中巷一石门揭煤掘进工作面的防突管理, 3004中巷一石门揭煤前, 在距煤层底板垂距7 m时, 停止掘进。为了消除突出危险性, 向石门两侧分别掘进钻场进行打钻抽放, 南北帮钻场深5 m、宽3.4 m、高2.9 m, 然后在钻场内布置石门揭煤交叉钻孔进行瓦斯抽放。南北帮钻场共设计抽放孔64个, 孔径94 mm, 钻孔终孔控制石门两侧、上部及下部轮廓线外12 m, 对石门周围瓦斯进行抽放 (图1) 。

采用交叉钻孔布置方式能够对石门正前瓦斯均匀抽采不留空白带, 抽采与石门掘进可以平行作业, 但瓦斯抽采强度大、效果好, 不仅可以强化石门工作面正前范围的抽采效果, 而且能截流抽采巷道两帮煤体的瓦斯。在揭煤全过程可以连续抽采, 有效控制石门揭煤时的瓦斯突出。

布置交叉钻孔抽采瓦斯时, 钻孔采用注马丽散封孔方法。为了确保石门揭煤连续抽放, 钻孔的封孔长度最好不少于在掘进方向钻场距揭煤点的距离, 八矿选用封孔段长度为10 m。封孔前用压风的方法将孔内积水、煤粉排净, 否则不得封孔。钻孔要求打好1个孔, 封1个孔, 连1个孔, 以保证封孔质量。抽采期间为保证抽采效果, 要求专人负责放水、检测瓦斯抽采量等工作。

2.3 区域效果检验

石门采取瓦斯抽放措施后, 揭煤前, 3004中巷一石门掘进到35 m处与煤层底板垂距7 m时, 测定煤层残余瓦斯含量以检验消突效果。在石门正前打4个穿透煤层全厚并进入煤层顶板不小于0.5 m的钻孔, 实测煤层残余瓦斯含量为6.33 m3/t。再向前掘进进行突出危险性区域验证, 无突出危险时, 掘进到与煤层底板垂距2.0 m时, 停止掘进。

2.4 顶板加固技术

在确保安全生产的条件下, 在小断面巷道掘进前, 3004中巷一石门距煤层底板垂距2.0 m时, 为防止揭煤时上部煤与瓦斯突出及煤层冒落, 揭煤前首先采用金属骨架—注马丽散组合加固石门上部煤体 (图2) , 以缩短石门揭煤时间, 提高石门揭煤效果, 防止煤与瓦斯突出。在石门上部布置2排金属骨架孔, 第1排布置9个孔 (仰角31°) , 第2排布置8个孔 (仰角30°) , 上下2排钻孔呈三花眼交错布置, 金属骨架孔控制煤层底板向上1 m位置, 孔径74 mm, 孔间距300 mm, 排间距300 mm, 骨架管采用铁管, 周围打Ø10 mm的小孔, 穿至孔底进入煤层顶板至少0.5 m, 然后利用金属骨架管向孔内注入马丽散材料, 以泵压力达到10 MPa以上为准。

采用金属骨架能够有效地控制煤与瓦斯突出及煤层顶板冒落, 同时还可以有效保障石门煤岩交接处的防灭火工作。因此, 金属骨架—注马丽散组合加固煤层顶板控制技术及瓦斯抽放综合防突技术的应用, 对今后石门揭煤防止煤与瓦斯突出具有重要的意义。

2.5 小断面掘进

3004中巷一石门距煤层底板垂距2.0 m时, 一石门放炮揭煤前进行区域验证预测, 无突出危险后, 向前掘进到距煤层底板垂距1.5 m时, 再改为小断面向前掘进, 掘进1 m后巷道高度由3.4 m降为3 m, 继续向前掘进1 m后高度降为2.6 m (图3) , 石门停止掘进。小断面掘进期间, 严格执行边掘边探、先探后掘的原则, 石门巷道顶板与煤层底板垂距不得小于1.5 m, 以防止误揭煤。

小断面台阶式掘进时, 为防止石门小断面掘进误揭煤层, 每班掘进前必须在石门工作面顶部和两侧打3个超前钻孔, 方向垂直于煤层顶板, 其超前距不得小于1.5 m, 以确保岩柱厚度 (垂距) 不小于1.5 m。

2.6 揭煤爆破孔设计

经突出危险性效果检验, 在指标不超、无突出危险的情况下, 在小断面巷道顶部设计爆破孔, 爆破孔底穿过岩层进入煤层不得超过0.2 m;否则, 必须在炮眼底部装入炮泥, 防止放炮揭煤后巷道顶板煤体下落, 造成巷道上部空顶。

在小断面巷道顶部设计爆破孔, 为确保一次揭露煤层, 工作面经效果检验无突出危险后, 在揭煤小断面内掏底, 至少保留1.5 m揭煤岩柱, 其内布置炮孔进行远距离爆破揭煤。为保证石门揭煤地点的一次爆破, 采用瞬时大功率起爆方式。石门揭煤地点炸药联线方式:单孔雷管并联, 全网络大串联一次全面爆破。

采用穿岩煤眼, 部分采用岩眼布置, 炮眼进入煤层0.2 m, 每平方米爆破断面的炮眼数目按4～5个确定, 根据爆破面积布置炮眼。为提高爆破效果, 将炮眼分区布置, 第1区作为掏槽眼。起爆顺序为第1区采用Ⅰ段管首先起爆, 第2区Ⅱ段管其次起爆。石门揭煤单位炸药消耗量按照正常掘进量的1.5～2.0倍确定。

3 揭煤工序

超前钻探探明煤层赋存情况→掘进石门两侧抽放钻场→钻场内打抽放钻孔→测定残存瓦斯含量→进行突出危险性区域验证→煤体加固→小断面掘进→远距离爆破→半煤岩掘进→完成揭煤。

4 石门揭煤效果评价

4.1 钻场抽放情况

为了加强3004中巷一石门揭煤掘进工作面的防突管理, 消除工作面瓦斯突出危险性, 3004中巷一石门揭煤前, 在3004中巷一石门钻场内采取穿层钻孔预抽煤层条带区域防突措施, 对3004中巷一石门正前周围进行瓦斯抽放。

3004中巷一石门于2009年8月17日施工抽放钻孔, 设计抽放孔64个, 孔径94 mm, 钻孔呈扇形布置, 终孔控制联络巷轮廓线外12 m。截至2011年2月20日, 带抽时间18个月, 抽出瓦斯量36 000 m3, 瓦斯抽放率达到44.8%。

4.2 效果检验情况

(1) 经计算, 3004中巷一联络巷抽放率为44.8%, 大于规定的抽放率 (30%) ;煤层残余瓦斯含量6.68 m3/t, 小于规定的瓦斯含量 (8 m3/t) 。

(2) 2010年11月, 采用瓦斯含量作为煤层的突出危险性效果检验指标, 测得的煤层残余瓦斯含量为6.33 m3/t, 小于规定的瓦斯含量 (8 m3/t) 。

(3) 2011年3月, 由鹤煤公司工程信息中心进行了区域综合防突措施验证, 测得的q值为1.3～2.2 L/min, Δh2值为60～220 Pa, 均未超过临界值。

4.3 石门揭煤瓦斯情况

采用小断面掘进全断面一次揭露煤层, 放炮后石门正前瓦斯传感器显示瓦斯浓度为0.15%～0.75%, 回风瓦斯传感器显示瓦斯浓度为0.20%～0.58%。

5 结语

鹤煤公司八矿揭煤方法全部为底板揭煤, 采用石门揭煤综合消突技术后, 与过去揭煤方法相比, 工期缩短2～3个月。该技术的成功应用, 确保了石门揭煤的安全, 缩短了揭煤工期, 有效保证了矿井的采掘接替, 创造了显著的经济和社会效益。

(1) 采用石门揭煤综合消突技术, 在经过3004中巷石门时利用交叉抽放钻孔布置方式, 提高了钻孔的卸压效果, 消除了石门前方抽放空白带, 强化了瓦斯抽采。揭煤过程中, 石门两侧钻孔可继续进行抽放, 抽放和揭煤可以平行作业, 能够有效地消除石门的突出危险性。

(2) 采用小断面掘进和震动放炮, 避免了过去多次远距离放炮;由点到面的揭煤, 减少了揭煤放炮的次数和揭煤的突出危险性, 巷道顶部揭露煤层面积达2.3 m2, 没有出现空顶现象, 实现了安全揭煤。

消突工作 篇5

瓦斯是引发矿井瓦斯喷出、煤与瓦斯突出和瓦斯爆炸事故的主要诱因。中国从20世纪90年代开始煤层气开发技术及工程应用研究, 已取得了一定的进展和技术突破, 采用地面钻孔和井下抽联合作业方式抽采瓦斯, 使矿井瓦斯抽采率达到30%。中国煤层赋存条件复杂, 高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井约占的1/3, 深部井问题更为严重, 防治瓦斯灾害已成为安全生产的重中之重。尽管矿井瓦斯抽采技术取得了长足发展, 但矿井瓦斯灾害仍是威胁煤矿安全生产的主要隐患, 究其原因, 除了安全生产管理因素外, 更主要的是因为中国多数煤层属低渗低透煤层, 煤层瓦斯渗透性较差, 采用常规的地面钻孔和井下抽放措施, 仍不能达到预防矿井瓦斯事故的目的。因此, 需进一步整合一系列先进工艺技术、优化设计和工程试验实践效果评价, 并最终形成一套适用于矿井地面钻井辅助消突与负压抽采利用工程技术体系。这样既可降低矿井生产过程中的瓦斯浓度, 预防矿井瓦斯灾害, 又可减少煤层瓦斯的直接排放量, 提高能源的利用率。

1 煤矿利用地面定向消突新工艺及新技术概述

煤与瓦斯突出是一种复杂的矿井瓦斯动力现象。煤与瓦斯突出的地质因素主要包括:地质构造、煤体结构、煤层厚度及其变化等。目前, 对于井下石门或巷道掘进时揭煤存在安全风险的矿井, 大体采用井下钻孔卸压抽采瓦斯的方法。这种方法存在钻孔工程量大、施工困难、成本投入高及抽采时间长等问题, 影响正常生产规划, 且有可能在钻孔过程中, 发生孔内瓦斯突出和瓦斯超限事故的问题。特别对于向更深水平开拓的矿井, 煤层瓦斯含量高、压力大, 采用常规井下预抽的方法, 产生的问题尤为突出。此外, 早在1993年晋煤集团就与美中能源合作, 在国内率先引进地面煤层气开发技术, 经过20 a多的探索和发展, 瓦斯抽采和利用技术已日趋成熟[1]。

近年, 随着高瓦斯矿井掘进速度及开发规模的加大, 在掘进或回采过程中, 井下一些复杂地质构造区域, 容易富集瓦斯, 造成局部区域瓦斯突出, 针对这一现象, 晋煤集团加大试验力度, 与科研院所合作, 尝试着整合了一系列先进工艺技术、优化设计和工程试验实践效果评价, 并最终形成一套适用于矿井地面钻井辅助消突与负压抽采利用工程技术体系, 为地面辅助定向消突钻孔瓦斯抽采提供了更加经济、便利的条件 (见图1) 。

1.1 径向井辅助消突技术

利用原有井场、井筒及地面集输流程, 对煤层气衰竭井定向改造, 钻杆以极短的弯曲半径通过转向器实现从垂直方向到水平方向的转向, 在煤层中朝向瓦斯突出方向钻进 (见图2) 。在水力压裂措施实施之前, 为加大井筒与煤储层的渗流通道, 同时也为确保水力压裂措施顺利实施, 通常需增加常规射孔作业, 之后再进行水力压裂改造措施。通过对水力压裂工艺进行改进, 可确保沿着径向孔方向诱导水力压裂裂缝, 增加水力压裂在煤层中形成的裂缝数目, 延长在煤层中的有效压裂裂缝长度, 并使支撑剂填充在有效的煤层裂缝中。在煤层中钻长孔, 可有效增加孔与煤储层的接触面积。

在煤层中朝向瓦斯突出区域喷射出直径30 mm~50mm、长度100 m左右的径向水平孔, 最大限度沟通煤层源生裂隙, 延伸到瓦斯突出区域, 提高煤层气采收率。

1.2 L井定向辅助消突技术

该技术解决巷道及岩行掘进中瓦斯突出, 技术思路是在煤矿区的采煤规划区选择5 a后回采的区域布置L型煤层气抽采井, 前期通过排水降压采气的方式实现煤层气的地面抽采, 达成煤巷掩护掘进和煤层中的瓦斯超前预抽目的, 后期安装负压抽采设备, 采取井下上联合抽采模式, 最大可能提高采收率, 实现煤巷掘进掩护和采煤过程中瓦斯突出危险性的消除。

L型井定向消突原理是在合适位置沿规划的掘进巷, 提前布置井位, 排采井位于掘进巷前端, 在排采井后方1 000 m布置施工工程井, 在见煤点或稍后于排采井对接后继续施工顺煤层钻孔直至终孔, 终孔长度>800 m, 要保证排采井与工程井对接点处于煤孔的最低点处, 以便孔内水能顺利排出 (见图3) [2]。

1.3 定向压裂辅助消突技术

充分利用地面井场, 避开瓦斯突出区域地面条件限制, 定向压裂辅助消突技术是沿着煤层特定方向钻达瓦斯突出区域钻井及压裂工艺技术。采用该技术可充分利用地面井场, 避开瓦斯突出区域地面不利条件限制 (见图4) 。

压裂后增加煤体透气性, 提高瓦斯抽采率, 瓦斯超标率大幅度降低, 改善了井下工人劳动环境, 实现了巷道快速掘进和工作面安全高效回采, 缓解了矿井采掘接替紧张的局面, 降低了粉尘量, 改善了井下作业环境, 大大改善了煤矿安全生产、安全技术装备条件, 降低煤层的瓦斯压力, 消除瓦斯突出风险, 提高井下及井上抽采量。

2 工程实例

寺河矿隶属于山西晋城无烟煤矿业集团有限责任公司, 是目前晋煤集团的主力矿井之一, 为国家“九五”期间重点建设项目。寺河井田南北走向长平均12km, 东西倾斜宽平均14.4 km, 面积为173.2 km2。井田划分为东井区和西井区2个井区分别进行开拓建设, 其中东井区为生产区域, 西井区为基本建设区域。矿井瓦斯涌出量较大, 目前为晋煤集团绝对瓦斯涌出量最大的矿井。随着采掘延深, 煤层瓦斯含量和突出危险性不断增加, 矿井瓦斯治理难度越来越大, 瓦斯隐患已严重威胁矿井安全生产;在充分利用现有地面抽采系统和井下抽采系统的基础上, 进一步加快加大抽采系统建设, 尽早实现区域预抽到位, 以抽定掘、以抽定采, 确保“抽、掘、采”良性循环, 最终实现煤与瓦斯共采, 达到矿井本质安全型目标, 实现寺河矿的长治久安、和谐发展[3]。

此次试验地点选择在寺河矿西井区南北掘进巷, 该掘进巷位于磨掌向斜, 地质构造复杂, 多断层, 厚度6 m左右, 煤层倾角2°~10°, 瓦斯突出严重, 经过地面近10 a预抽, 原煤瓦斯含量下降至12.5 m3/t, 据测算掘进巷道前方瓦斯含量降至8 m3/t以下时, 巷道方可前进。为此, 针对该区域煤层赋存特点, 在原有地面钻井瓦斯抽采的基础上, 利用多种新工艺新技术定向辅助消突及负压抽采, 对瓦斯突出区域进行地面定向辅助消突和煤层瓦斯井上下负压抽采卸压, 着力解决采掘缩短揭煤工期的问题。

2.1 地面原有井位分布

为消除井下瓦斯超限、突出风险, 充分利用地面原有预抽井场地, 在P-92 (预抽井号) 井场上布置定向压裂消突井, 其煤层顶板标高274 m (见图5) , 在P-86井场布置L型定向消突井, 其煤层顶板标高277 m附近, 两口井在施工过程中要结合井下掘进进度, 安排地面定向消突井施工时间, 充分发挥地面定向井消突的长处, 尽可能扩大井下瓦斯消突半径, 确保井下安全生产。

2.2 负压抽采

根据井下采掘进度, 两口井服务期限在6个月到1 a的时间, P-92井的完井时间在2014年3月, P-86井的完井时间在2014年4月, 借助定向压裂等增产工艺, 有效沟通了主、次生裂隙, 改善了煤层渗透性, 提升井上下瓦斯抽采量, 大大降低井下瓦斯突出风险。在地面原有井场, 充分利用地面集输流程, 安装地面负压抽采设备, 最大限度提升地面煤层气的采收率, 日产气量500 m3~1 000 m3 (见图6) , 瓦斯浓度达89%。P-86井服务时间9个月, 该井地面累计抽采量约80×104m3。同时, 由于地面增产技术施工, 井下瓦斯抽放量进一步提高, 达到井上下联合抽采, 减少矿井采掘中瓦斯突出风险[4,5]。

3 结语

a) 为降低井下掘进中煤层瓦斯突出区域的瓦斯含量, 借助L型井、径向井及定向压裂技术, 既能提高井下钻孔瓦斯预抽区域半径, 又能充分利用地面煤层气井的集输设备, 提高煤层气井采收率。达到利用原有煤层井场从地面定向辅助消突效果, 这些新技术的利用能减少井下钻孔消突的工程量, 降低井下巷道区域局部消突成本, 提高煤层气井采收率。借助新技术定向消突能很好地解决煤矿井下安全高效生产和采掘接续的问题;b) 从试验数据来看, 综合利用多种技术能达到消除井下瓦斯突出风险, 但地面定向消突井受井下采掘工期影响大, 服务时间一般在3个月到12个月。有待进一步研究地面定向消突井的施工时机, 延长地面定向消突井的生产周期。

摘要：叙述了煤矿利用的地面定向消突新工艺及新技术, 并结合工程实例对其进行了分析, 指出对其的应用提升了突出矿井的瓦斯灾害治理水平, 通过地面煤层气设备的二次利用, 降低了矿井瓦斯抽采的成本, 又能获得良好的经济和社会效益。

关键词：煤层气井,径向井技术,定向消突,负压抽采

参考文献

[1]申宝宏, 陈贵峰.煤矿区煤层气产业化开发战略研究[M].北京:中国石化出版社, 2013.

[2]徐建军, 韩保山, 吴信波, 等.地面钻井辅助消突与瓦斯抽采一体化工程实践[J].煤炭科技, 2014 (8) :23-26.

[3]张志义.晋煤集团高瓦斯矿井煤层气抽采及利用效果[J].煤炭技术, 2008, 27 (11) :91-92.

[4]周昀涵.地面钻井抽采瓦斯的技术研究和发展[J].能源技术与管理, 2011 (2) :32-34.

消突工作 篇6

关键词：水力压裂,低透气性,瓦斯抽放,卸压增透

焦煤公司演马庄矿瓦斯地质条件极为复杂,是焦作矿区最具代表性的瓦斯突出矿井之一,目前开采的25、27采区瓦斯含量在20 m3/t以上,正在开拓的22下山采区、21下山采区、27下山采区全部位于井田深部,瓦斯含量均有增高趋势,有突出危险性。焦作矿区不具备开采保护层的条件,地面钻井预抽煤层瓦斯目前没有大的突破,只能将区域预抽措施作为演马庄矿瓦斯治理的唯一途径[1]。演马庄矿主采的二1煤层透气性系数0.200～0.457m2/(MPa2·d),属于可以抽采煤层的下限,煤层瓦斯含量高,透气性差,抽采治理难度大,周期长。为了有效抽采煤层瓦斯,演马庄矿在瓦斯治理过程中采取顶板巷压裂技术进行瓦斯抽采[2]。

1压裂技术原理

井下水力压裂的基本原理即将压裂液高压注入煤(岩)体中原有的和压裂后出现的裂缝内,克服最小主应力和煤(岩)体的破裂压力,扩宽并伸展和沟通这些裂缝,进而在煤中产生更多的人造裂缝与裂隙[3],从而增加煤层的透气性,提高瓦斯抽采量,使得抽采达标,瓦斯压力及含量降到国家规定的安全值以下。根据以上分析,压裂液在煤层内的运动过程可表示为:一级弱面、二级弱面、三级弱面。

通过定性分析可知,压裂液对煤层的压裂破坏过程,是通过对各级裂隙弱面产生内压导致裂隙弱面在空间上发生扩展和延伸来实现的,是建立在原始裂隙弱面的基础上的扩展延伸相互贯通的分解过程,并不是产生新的裂隙而对煤体产生压裂分解的过程[4]。

2压裂实施方案

压裂区位于22071工作面煤层下部,参照22071工作面瓦斯地质数据,该煤层有煤与瓦斯突出危险性,煤尘无爆炸性,煤层不自燃,裂隙较发育。据焦煤公司科研所提供的瓦斯参数测试报告,22采区下山上段原煤瓦斯含量26.13 m3/t,瓦斯压力1.39 MPa,煤体坚固性系数0.3,瓦斯放散初速度24。此次压裂地点选在22111运输巷顶板瓦斯抽采巷,压裂孔布置在距二1煤10～11 m的砂质泥岩中,工作面煤层埋深330 m,平均厚6.3 m,倾角11°。

2.1压裂工艺

压裂工艺的选择应充分结合煤矿现有巷道布置情况和采掘进度安排,简便、安全、不损坏管路和设备、不污染井下作业环境,压裂孔口应有承压保护装置及工具。

(1)采掘工作面本煤层压裂、煤体结构相对完整或发育相对完整的分层时,应采用顺煤层钻孔压裂方式(图1)。

(2)采掘工作面本煤层压裂、但煤体结构破坏严重、煤层难以成孔时,煤层实施顶底板穿层钻孔压裂(图2)或沿煤层顶底板顺层钻孔压裂。

2.2钻孔布置方式

压裂孔布置在22111运输巷顶板抽采巷上帮腰线以下0.4 m处(图3)。

2.3钻孔封孔方式

采用压裂专用化学材料充填封孔,以1#压裂孔为例具体分析,22111运输巷顶板抽采巷1#压裂孔为下行孔,封孔长度32.6 m(图4);1#压裂孔封孔用化学药剂1.6桶,封孔药液均按1∶1配比。

2.4注水压力

注水压力是水力化措施中的重要参数。若注水压力过低,不能压裂煤体,煤层结构不会发生明显的变化,相当于低压注水湿润措施,短时间内注水起不到卸压防突的作用;若注水压力过高,导致煤体在地应力和水压综合作用下迅速变形,如操作不当还可能诱发事故。因此,合理的注水压力应该能够快速、有效破裂松动煤体,进而改变煤体孔隙和裂隙的容积及煤体结构,排放煤体瓦斯,达到消突的目的。水力压裂注水压力应根据地应力和瓦斯压力,并遵循煤体受采动影响应力重新分布的规律[5] 。

2.5压裂时间

压裂时间与注水压力、注水量等参数密切相关,注水压力、流速不同,相同条件下达到同样效果的注水时间也不同。注水过程中,煤体被逐渐压裂破坏,各种孔裂隙不断沟通,高压水在已沟通的裂隙间流动,注水压力及注水流量等参数不断发生变化,注水时间可根据注水过程中压力及流量的变化来确定,当注水泵压降为峰值压力的30%左右,可以结束注水,压裂时间为2 h左右。

压裂时间为2011年7月2日13:33—15:35,注水量76.6 m3,最高压力17 MPa。压裂后现场情况:1#压裂孔孔口处通尺227 m,压裂后通尺208 m处已经连接的卸压孔抽采管接口被压开且有一抽采管被压出岩体30 cm,另外,该卸压孔内的水中含有大量煤屑。290 m处巷道右帮与巷道底板交界处涌水和瓦斯下降现象明显,294 m钻场内瓦斯浓度由压裂前的0.12%到0.38%。通尺247 m处的2#压裂孔内出水,且水中含部分煤屑。

3压裂效果考察

1#压裂孔位于22111运输巷顶板抽采巷227 m处,压裂后,该孔压裂影响范围为30 m,故其压裂影响区为通尺197～257 m之间。数据显示,压裂后该范围内瓦斯浓度明显增大,抽采量明显提高。压裂前后抽放数据如下。

(1)1#压裂孔抽采数据如图5所示。

累计抽放量64 228.1 m3,平均日抽放量526.46 m3,平均浓度95.85%。1#压裂孔统计数据为120 d;B701—B1170通尺为196.5～226.5 m(该区域为压裂影响区);B10—B303通尺为3.0～85.5 m(该区域为非压裂影响区),抽放数据为30 d。

(2)平均日抽放量。

压裂前B10—B303孔为14.27 m3。压裂后B70—B1170孔为72.711 m3。1#压裂孔里侧孔数据未统计完全,故未进行对比分析。 比较抽采孔数据可知:压裂后影响区内抽采孔的日抽采量为B10—B303(非压裂影响区)抽采孔平均日抽采量的5.05倍。

(3)日抽采数据。

压裂前B10—B303孔(2011年6月5日)累计日抽放量1 913.94 m3,单孔平均日抽放量6.51 m3,孔组平均浓度为31.22%;压裂后B701—B1170孔(2011年11月6日)累计日抽放量4 784.52 m3,单孔平均日抽放量88.60 m,孔组平均浓度78.23%。

由此可知:①压裂后,抽采量大幅提高。1#压裂孔经过 120 d 的抽采,其平均日抽采量为526.46 m3,B10—B303(未压裂及未受压裂影响的抽放孔)经过30 d抽采后,其平均日抽采量为14.27 m3。故1#压裂孔经120 d抽采后,其平均日抽采为B10—B303(经30 d抽采)孔的平均日抽采量的36.89倍。②压裂后,抽采周期增长。经统计,演马庄矿瓦斯抽采周期为30 d,之后瓦斯浓度极低或为0,故而停抽;压裂后压裂孔抽采120 d,其日抽采量仍为455.34 m3,其周围抽采孔抽采周期也大幅增加,故由此可知,压裂有利于减缓煤体瓦斯衰减速度。③压裂孔及压裂影响区抽采瓦斯浓度远大于压裂前抽采孔的瓦斯浓度(图6)。④压裂孔日平均浓度为95.85%,B10—B303(非压裂影响区)孔的组平均浓度为31.22%,B701—B1170(压裂影响区)孔的组平均浓度为78.23%,压裂孔浓度为非压裂影响区孔组平均浓度的3.07倍,压裂影响区平均浓度为非压裂影响区孔组平均浓度的2.51倍。故经压裂后,压裂及其影响区域内瓦斯浓度大幅提高,利用率大幅提高,提高了该矿的经济收益。

4结论

演马庄矿水力压裂试验证明,经过压裂的煤体,工作面前方压裂增透区域的煤体卸压,透气性大幅度提高,瓦斯得到释放,抽采瓦斯量提高36.89倍,突出危险性得到有效消除,煤尘含量降低,同时该技术具有较强的可操作性和实用性[6]。

(1)22111顶板抽采巷6次成功实施压裂,为进一步在演马庄矿推广应用煤矿井下定向水力压裂增透消突技术打下了良好的基础,积累了宝贵的经验。为此,建议演马庄矿把水力压裂作为常规措施使用,掘前、采前先压裂。

(2)在22111底抽巷压裂取得了理想的效果,压裂使得压裂孔与压裂孔、压裂孔与卸压孔相互沟通,为抽采瓦斯提供了通道,增加了煤体透气性,使得煤体应力明显降低。

(3)压裂后,抽采瓦斯量比常规抽采孔增加了约36.89倍,单孔最大抽采量增加59.58倍。

(4)22111顶板抽采巷压裂孔间距30 m,压裂期间压裂孔又充当相邻孔的卸压孔,压裂时,进行多孔次、区域化、整体化压裂,增加了压裂的成功率。

(5)结合目前施工经验,建议压裂结束后尽快在压裂孔周围施工抽放钻孔,对压裂区域瓦斯尽快进行抽采,避免错过最佳抽采期。鉴于目前抽采孔内水大,瓦斯抽采效率低,下一步应加强压裂后的排水,抽采孔应配备合适的自动放水器,保证有效抽采。

参考文献

[1]张铁岗.矿井瓦斯综合防治技术[M].北京:煤炭工业出版社,2001.

[2]于不凡,王佑安.煤矿瓦斯灾害防治及技术手册[M].北京:煤炭工业出版社,2000.

[3]刘训.较坚硬煤层深孔高压注水[J].煤炭技术,2005(3):54-55.

[4]代志旭.高压水力压裂技术在瓦斯综合治理中的研究与应用[J].煤炭工程,2010(12):82-84.

[5]韩剑,王平洋,涂冬平,等.水力压裂消突技术的研究与应用[J].煤炭工程,2011(6):54-56

消突工作 篇7

1 工作面概况

平煤四矿丁5-6-19190位于丁九采区东翼下部, 北部与丁5-6-19210回风巷中心相距7 m (已回采结束) 相邻的南部均未回采, 东部至一、四矿井田边界, 与一矿丁6-32020采面平均相距32 m, 西与丁九总回、轨道巷相通, 距地面垂深650～840 m。可采走向长659 m, 倾斜长194 m, 面积127 846 m2, 可采储量561 704 t。煤层总厚度3.5 m, 其中丁5煤厚约1.2 m, 丁6煤厚约2.6 m, 两煤层间夹矸约0.5 m, 变异系数为11.6%。直接顶为二类砂质泥岩, 厚度为10～12 m, 易垮落。基本顶为Ⅱ级中粗粒砂岩, 厚度14 m, 较坚硬, 在动压、静压及周期来压作用下易垮落。底板为灰色砂质泥岩, 含植物化石碎片及菱铁质和黄铁矿结核, 较硬, 对回采影响不大。

2 突出倾向性预测

2.1 突出倾向指标

实际上, 在发生严重冲击地压的地点, 顶板往往又厚又硬。根据顶板岩性判定其冲击倾向性, 通过顶板弹性能进行计算

Wf=W1+W2+[ (W3+…Wn) / (n-2) ] (1)

式中, Wf为顶板弹性能指数;n为从煤层垂直向上30 m内的分层数;W1, W2, …, Wn为从底层算起, 各分层厚 (单位:m) 与该层权的乘积, 权值对砂岩、石灰岩取2.0, 对粉砂岩、泥岩、页岩和煤层, 取1.0。

Wf=40～60, 具有较强冲击倾向;Wf=20～40, 具有一定冲击倾向;Wf<20, 无冲击倾向。

2.2 丁5-6-19190工作面煤层顶板情况

第1层为粉砂质泥岩, 厚0.3～0.4 m;第2层为丁5煤层, 厚1.3 m;第3层为粉砂质泥粉砂岩, 厚8.5 m;第4层为丁4煤层, 厚0.5 m;第5层为中粒砂岩, 厚12.0 m;第6层为中粒砂岩, 厚17.0 m。

代入 (1) 式得:Wf=22.05>20, 说明顶板具有冲击倾向。

3 理论依据

在沿煤层所打的钻孔周围出现塑性带, 塑性带之后为煤层弹性变形带。在塑性带内煤层应力和瓦斯含量明显下降。在钻孔周围形成的非弹性形变具有应力减小的特征, 由于在钻孔周围煤体应力减小, 煤层透气性增加, 煤层瓦斯自然排放, 导致危险突出性消除。在钻孔周围由于卸压和排放危险性消除的煤层区段长度称为钻孔有效半径[1]。钻孔周围的应力分布及带区的划分如图1所示。

《煤矿安全规程》规定, 具有突出危险的采煤工作面必须留有20 m的钻孔超前距, 考虑到各方面因素最终确定钻孔深度为27.2 m。由于运输巷、回风巷两侧的煤壁瓦斯得到长时间的释放, 故采面自运输巷向上15 m、回风巷向下15 m无需再打释放孔。根据现场测试, 采用孔间距1.8 m, 钻孔直径为89 mm的外螺旋钻杆配合矿用液压钻机能够取得较好的消突效果。

4 钻孔参数及布置方式

4.1 释放钻孔参数及布置方式

采面自运输巷向上15 m、回风巷向下15 m采面中间164 m区域执行释放钻孔措施, 孔间距1.8 m, 孔深27.2 m, 使用孔径89 mm的外螺旋钻杆, 孔数92个。释放孔垂直煤壁布置在丁6煤层中, 距底板1.3 m, 上下错位不得超过100 mm, 左右错位不得超过200 mm, 前后2次排放钻孔口孔间距0.9 m, 呈迈步式布置, 允许进尺7.2 m, 留20 m超前距 (图2) 。

4.2 预测孔参数及布置方式

运输巷向上15 m、回风巷向下15 m开始, 每10 m布置1个预测孔, 共17个预测孔, 预测孔Ø42 mm, 孔深8.0 m, 距底板1.3 m, 采面揭露断层区域除外, 允许进尺3.6 m, 留4.4 m效果检验超前距。

5 消突效果检验

5.1 效检参数

根据丁5-6煤层工作面的时间以及挥发分指标等, 选用钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标预测突出危险性。突出危险敏感性指标临界值分别为3.5 L/min和6.0 kg/m。

若q<3.5 L/min且S<6.0 kg/m, 则无危险;q≥3.5 L/min或S≥6.0 kg/m, 有危险。

5.2 效检方法

(1) 当预测孔打至3, 5, 7 m时, 分别接下3～4 m, 5～6 m, 7～8 m之间的钻屑称其质量。

(2) 当预测孔打至4, 6, 8 m时, 分别拔出钻杆、插入测试工具、封孔 (封孔压力0.2 MPa、测量室长度0.5 m) 、测1 min瓦斯涌出量。自钻杆拔出至测量结束不超过2 min。

(3) 在测试杆末端用软管连接封孔器和WY-1型瓦斯q值测定仪, 测量钻孔瓦斯涌出初速度q值。

(4) 测得的数据与效检突出危险敏感性指标临界值比较, 确定是否有突出危险。当某一钻孔的任一预测指标参数等于或大于临界值, 该工作面视为突出危险工作面, 则应在预测孔上、下10 m范围内各打6个释放孔, 进行效检。

(5) 当预测指标参数超标, 必须连续实施2次防突措施, 再进行效检。

6 结语

在平煤四矿以地应力为主的突出煤层, 采用预留20 m超前排放钻孔, 能保证工作面始终处于应力集中区外围。在集中应力和超前释放钻孔卸压的双重作用下, 大大增加了煤层的透气性, 不仅彻底解决了突出问题, 同时也解决了打钻和生产时回风流中瓦斯超限问题。安全性得到了明显提高, 防突效果较为明显, 创出了高突工作面月产6万t的安全高效新水平。

摘要：针对综采工作面的局部性防突措施作用范围小、占用采煤时间长、难以满足安全高效生产需要的实际情况, 以及无保护层开采等原因, 通过在综采工作面突出危险区域打深钻孔进行释放瓦斯、消除高地应力、提高煤层透气性, 降低了采煤过程中的瓦斯涌出。

关键词：采煤工作面,深孔,消突工艺,突出煤层

参考文献