低透气性（精选8篇）
低透气性 篇1
摘要：在煤矿开采过程中, 瓦斯的泄漏以及爆炸从古至今都是造成煤矿安全事故的主要原因。特别是到了最近几年, 随着我国采煤技术的不断发展以及煤矿开采深度的不断增加, 开采煤层的透气性却逐渐降低, 这直接降低了煤矿瓦斯的抽采效率。本文作者在自身多年的工作经历基础上, 针对白沙矿区及工作过的单位探讨了如何在低透气性煤层开展瓦斯抽采技术, 希望给相关领域的研究者和工作者提供参考和借鉴。
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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低透气性 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 篇3
根据低透气性煤层的瓦斯地质赋存特点及井巷布置特征,结合现场实际,提出了在杜儿坪煤矿62510综采工作面采掘过程中采用“掘进预抽+回采工作面预抽+高低位倾向顶板裂隙钻孔抽采+联络巷密闭埋管采空区抽采”的瓦斯综合治理技术,大大减少了工作面瓦斯涌出量,实现了矿井瓦斯的综合治理与利用。
1 工程地质概况
62510工作面位于杜儿坪煤矿北五盘区2#煤层东部,东邻62508采空区,西邻62512工作面,南邻中部断层,北邻北五左翼轨道巷,距离下部3#煤层未采区域6~8 m。煤层的透气性系数为0.01 ~0.08 m2/(MPa2·d),属于难抽采低透气性煤层。62510工作面走向长811 m,倾向长210 m,煤厚平均2.15 m。根据相邻的62508工作面回采期间和62510工作面掘进期间的瓦斯情况及产量计划,预计62510综采工作面绝对瓦斯涌出量为23.7 m3/min,相对瓦斯涌出量为12.7 m3/t。
62510工作面采用U型通风方式,回采期间绝对瓦斯涌出量大,采空区裂隙带瓦斯积聚量大,仅凭本煤层顺层钻孔和联络巷密闭埋管抽采,不能充分对裂隙带积聚瓦斯进行抽采,故需采取更为有效的瓦斯抽采技术综合措施。
2 瓦斯抽采综合技术
为了增加低透气性煤层裂隙发育程度,提高煤层瓦斯抽采率,杜儿坪矿62510工作面针对不同开采阶段、不同层位的瓦斯聚积区进行了抽采,具体分为4个方面:①在掘进工作面施工超前于迎头150~200 m的走向和定角度本煤层预抽钻孔,对掘进工作面进行边掘边抽;②在综采工作面施工本煤层顺层钻孔,进行采前本煤层预抽和回采期间的边采边抽;③在综采工作面专用回风联络巷密闭埋管,利用移动泵进行采空区低浓度瓦斯抽采;④在回采工作面裂隙带位置施工高位抽采巷,并在巷道内施工高低位倾向顶板裂隙钻孔,采用巷道加钻孔联合抽采的方式抽采裂隙带瓦斯。
2.1 掘进工作面本煤层预抽钻孔抽采技术
由于瓦斯超限,62510工作面正巷及专用排瓦斯巷掘进至130 m时无法正常施工,决定在掘进工作面前进方向施工瓦斯钻场,在钻场内沿工作面走向施工走向孔和定角度孔,以达到降低掘进施工过程中瓦斯涌出浓度,提高工作面掘进速度的目的。
在巷道130 m处掘进方向施工第1组瓦斯抽采钻场,之后每隔150 m施工1组瓦斯抽采钻场,共计6组。每个抽采钻场规格:长×宽×高=5.0 m×3.0 m×3.4 m。每个钻场施工4个钻孔,设计孔深200 m,孔径113 mm,钻孔呈小扇形布置,如图1所示。
钻孔施工完毕后,使用聚乙烯(PE)管封孔器封孔,封孔器直径50 mm,长4 m。2根封孔器中间用PE管专用胶连接固定,采用毛巾缠绕聚氨酯前后做挡圈、用注浆泵灌注聚氨酯的封孔工艺,封孔深度8 m,封孔长度6.4 m,封孔器伸出煤壁200 mm,如图2 所示。钻孔施工长度比钻场间隔距离多50 m,形成瓦斯预抽叠加区域,每掘进循环钻孔交叉50 m,达到边掘边抽的目的。钻场钻孔每天24 h不间断抽采。
2.2 综采工作面本煤层顺层钻孔抽采技术
综采工作面本煤层顺层钻孔布置在正巷,钻孔采用平行于工作面采长布置,钻孔间距5 m,孔深200 m,孔径113 mm。工作面共布置157个钻孔,总施工量31 400 m,如图3所示。工作面本煤层顺层钻孔在回采前已预抽11个月以上,预计至回采时预抽瓦斯量为102万m3,在回采期间进行边采边抽。
采用2根长4 m的PVC管作为封孔器封孔,其直径为50 mm,封孔器前后两端采用毛巾+聚氨酯卷缠法封500 mm,中间部分采用注浆泵压注聚氨酯封严,封孔器伸出煤壁200 mm,封孔深度12 m,封孔长度10.4 m,如图4所示。工作面正巷铺设有Φ250 mm的聚乙烯瓦斯抽采管,长900 m一趟,抽采本煤层顺层钻孔瓦斯,并随着工作面回采逐步拆除瓦斯管。
2.3 高低位倾向顶板裂隙钻孔抽采技术
工作面顶板裂隙钻孔布置在工作面专用排瓦斯巷,钻孔平行于工作面采长,高低位穿层斜交钻孔间隔布置,钻孔间距5 m,孔深60 m,孔径113 mm,抽采顶板裂隙带瓦斯富集区瓦斯。高位钻孔倾角40°~42°,深入采空区20 m左右,终孔垂高40 m左右;低位钻孔倾角25°~27°,深入采空区30 m左右,终孔垂高25 m左右。工作面切眼往外20 m段连续布置4个低位孔,用以抽采采空区初次垮落的瓦斯,孔间距5 m,孔深60 m,钻孔倾角25°~27°。工作面共布置150个钻孔,总施工量9 000 m,如图5所示。采用2根长4 m的PVC管作为封孔器,其直径为50 mm,封孔器前后两端采用毛巾+聚氨酯卷缠法封500 mm,中间部分采用注浆泵压注聚氨酯封严,封孔器伸出煤壁200 mm,封孔深度12 m,封孔长度10.4 m,如图5所示。工作面专用排瓦斯巷铺设有1趟长1 200 m的Φ315 mm的聚乙烯瓦斯抽采管,利用移动泵站抽采顶板裂隙钻孔瓦斯。
2.4 联络巷密闭埋管抽采技术
在工作面布置井下移动瓦斯抽采系统,联络巷密闭埋管进行采空区和上隅角瓦斯抽采,以降低工作面回采期间采空区和上隅角瓦斯浓度。在工作面专用排瓦斯巷安装1台ZDY260/315-G移动瓦斯抽采泵,同时铺设有1趟长1 200 m的Φ450 mm的聚乙烯瓦斯抽采管,如图6所示。
3 瓦斯抽采效果分析
3.1 边掘边抽技术效果分析
工作面掘进施工过程中在巷道两帮施工瓦斯抽放钻孔,大大降低了风流中瓦斯浓度,杜绝了瓦斯超限现象。在未实施边掘边抽技术前,瓦斯体积分数平均高达2.20%;在采取边掘边抽措施后,瓦斯体积分数一般不超过0.30%,没有发生瓦斯超限事故。在没有采取边掘边抽措施前,掘进队月进度140~180 m,采取措施后平均月进度能达到260~280 m,最高达300 m/月,掘进率约是采取措施前的2倍,确保了瓦斯预抽的衔接,缓解了采面接替紧张的局面。实施边掘边抽技术前后的瓦斯涌出量对比见表1。
3.2 综采工作面前方钻孔瓦斯抽采效果分析
工作面前方50 m范围内瓦斯抽采钻孔抽采纯瓦斯体积分数变化情况如图7所示,可见工作面前方25 m以内瓦斯抽采量开始增加,增加倍数最大达到几十倍,工作面前方15 m以内瓦斯抽采量增加显著。说明在工作面前方15 m以内煤体卸压效果较好,裂隙发育大大增加,瓦斯流动性增强;原始煤体内的瓦斯在经过一定预抽时间后,单位时间抽出的瓦斯混合量基本不再增加,达到1.20 m3/min,工作面单台抽采泵站瓦斯抽采混合量为15.95 m3/min。为了不影响工作面正常推进,一般提前5~10 m回撤抽采管路。因此,保证工作面前方5~25 m内瓦斯抽采效果,可有效降低工作面瓦斯涌出量。
3.3 工作面瓦斯监测结果分析
工作面开采前,在回风巷、上隅角、机组及专用排瓦斯巷出口处安设GJC4/100(B)智能型高低浓度甲烷传感器,监测风流中瓦斯浓度,各监测点随工作面推进而前移。自工作面开始回采至监测结束,各监测点风流中瓦斯体积分数变化如图8所示。从图8 可以看出,采用瓦斯抽采综合技术后,62510工作面的瓦斯体积分数在0.15%~0.30%变化,故62510工作面采取的“掘进预抽+回采工作面预抽+高低位倾向顶板裂隙钻孔抽采+联络巷密闭埋管采空区抽采”的瓦斯抽采综合技术达到了预期效果,保证了工作面的安全开采。
4 结论
1) 结合杜儿坪矿62510工作面低透气性煤层的瓦斯实际赋存地质情况及井巷布置特征,提出采用“掘进预抽+回采工作面预抽+高低位倾向顶板裂隙钻孔抽采+联络巷密闭埋管采空区抽采”的瓦斯综合治理技术,从工作面巷道掘进和回采两个过程开展了瓦斯的抽排工作。
2) 针对煤层低透气性的特点,若仅采用本煤层顺层钻孔和联络巷密闭埋管抽采不能充分对裂隙带积聚瓦斯进行抽采,故而在此基础上又增加了高低位倾向顶板裂隙钻孔抽采技术,在透气性较好的裂隙区内进行钻孔瓦斯抽采,解决了本煤层低透气性瓦斯抽采困难的问题。另外,采用综采工作面前方钻孔瓦斯抽采技术,工作面前方15 m以内煤体卸压效果较好,裂隙发育增加,从而对本煤层起到增透作用,使瓦斯流动性增强,提高了瓦斯抽采量。
3) 掘进过程中瓦斯体积分数一般不会超过0.30%,月进度达到260~280 m;回采过程中工作面的瓦斯体积分数稳定在0.15%~0.30%,有效地降低了工作面采掘过程中的瓦斯涌出量。
4) 钻孔单孔瓦斯抽采混合量基本稳定在1.20 m3/min,工作面单台抽采泵站瓦斯抽采混合量为15.95 m3/min,抽采率为67.24%,可为矿井瓦斯热能利用提供稳定的气源。
参考文献
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低透气性煤层边掘边抽技术研究 篇4
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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低透气性 篇5
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。
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低透气性 篇6
1 聚能爆破增透机理
聚能爆破采用不耦合装药, 炸药爆炸产生的爆轰波首先压缩间隙内的空气形成空气冲击波, 而后空气冲击波作用于炮孔壁并在煤体内产生爆炸应力波。爆炸冲击波、应力波、爆生气体综合作用改变了煤体的原始应力状态, 在煤体内的初始裂隙尖端产生应力集中。由于煤体抗拉强度远小于其抗压强度, 在拉应力作用下初始裂隙尖端产生新裂隙或者使原有裂隙进一步扩展, 从而增加煤层的透气性。
2 聚能爆破增透试验
2.1 试验工作面概况
平煤六矿为煤与瓦斯突出矿井, 聚能爆破试验选在二叠系下石盒子组戊8-22310工作面, 工作面走向长1796m, 宽180m, 埋深为783m~882m, 煤厚1.5m~3.0m, 倾角1.8°~9.7°, 局部断层发育, 平均瓦斯含量7.18m3/t, 瓦斯压力0.71MPa, 且随着埋深增加瓦斯参数有增大趋势, 工作面突出危险性较大。
2.2 聚能爆破参数设计
(1) 炮孔直径。聚能爆破时, 既要使爆破后煤体裂隙充分发育, 又要尽量弱化煤体的粉碎性破坏, 因此必须采用径向不耦合装药结构, 即装药直径与炮孔直径不相等, 二者间得留出一部分孔隙。不耦合系数过小, 作用在煤体上的应力波较大, 会导致粉碎区较大;不耦合系数过大则裂隙在煤体中发育程度较小, 不利于增透。试验选取装药直径45 mm, 爆破钻孔为89 mm。
(2) 爆破孔与邻近抽放孔间距。在聚能爆破区域, 通常会布置一些抽采钻孔先进行煤层瓦斯预抽, 等聚能爆破增透之后再继续进行瓦斯抽采;抽采钻孔能起到导向孔的作用, 有利于聚能定向爆破。但是, 如果二者距离太近, 在爆破作用下会引起抽采孔孔壁破碎, 影响瓦斯抽采效果。因此, 瓦斯抽采孔应布置在爆破作用后的应力波不会造成抽采钻孔发生压破坏或拉破坏的位置。即:
式中:σmax为瓦斯抽采钻孔径向应力峰值, MPa;
σcd、σtd为爆破过程中煤体动态抗压、抗拉强度, MPa。
其距离可以通过下式计算:
式中:l为聚能爆破孔与瓦斯抽采孔之间的距离, m;
P为爆破钻孔孔壁的冲击力, MPa;
r1为炮孔的半径, m;
α为应力衰减系数。
试验选取间距为1.5m以上。
(3) 爆破孔与顶底板间距。聚能爆破主要是通过致裂煤体, 增加煤体的透气性, 但当爆破孔与顶底板相距较近时, 可能在爆破作用下使煤层顶底板产生破坏, 给后期支护等过程造成安全隐患。尤其是煤层上部有含水层的情况更应留出更大的安全距离, 通常该距离在0.6m以上。
(4) 爆破孔间距。聚能爆破后, 在爆破孔周围可分为粉碎区、裂隙区及震动区。其中前两者范围内煤层透气性显著提高, 而震动区内的部分区域的透气性有所增加, 因此要合理确定震动区的范围, 保证整个区域充分增透, 通常可按下式进行估算:
式中:R为震动区半径, m;
Q为装药量, kg。
根据震动区半径即可设计出炮孔间距, 通常炮孔间距为10m~20m, 试验中选择15 m。
(5) 轴向装药长度。爆破孔的装药长度通常设计为30m, 装药长度越大, 爆炸所产生的冲击效应越大。在径向装药不耦合系数一定的条件下, 通过调整装药的长度可实现预期的爆破效果。
2.3 聚能爆破钻孔布置
根据戊8-22310工作面实际条件, 以及设计的爆破参数, 在工作面进行了15次聚能爆破试验, 其中14次在机巷, 1次在风巷, 具体钻孔布置图如下所示。
2.4 聚能爆破增透效果
为检验聚能爆破增透效果, 对聚能爆破前后爆破影响区及非爆破影响区的平均瓦斯抽采浓度和平均瓦斯抽采纯量进行了对比。爆破前的瓦斯抽采浓度为23.7%, 瓦斯抽采纯量为0.004 m3/min;爆破后瓦斯抽采浓度为30.2%, 瓦斯抽采纯量为0.015 m3/min, 增量分别为6.5%、0.011 m3/min。非爆破影响区的瓦斯抽采浓度为18.3%, 瓦斯抽采纯量为0.008 m3/min;爆破影响区瓦斯抽采浓度为29.3%, 瓦斯抽采纯量为0.016 m3/min, 分别是非爆破影响区的1.6倍、2.2倍。爆破作用使煤体裂隙大量增加, 煤层透气性显著增加, 瓦斯抽采效果显著提高。
3 结论
(1) 煤层深孔聚能爆破利用爆破过程中所产生的冲击波破坏煤体, 促使煤体内裂隙的发育, 从而增加煤层的透气性, 促进煤层瓦斯抽采效率的提高。
(2) 深孔聚能爆破的主要参数包括炮孔直径、爆破孔与邻近抽放孔间距、爆破孔与顶底板间距、爆破孔间距、轴向装药长度等, 爆破的效果可通过匹配参数获得。
(3) 通过平煤六矿戊8-22310工作面进行聚能爆破工业性试验表明, 聚能爆破能够很好地增加煤层的透气性, 瓦斯抽采效率明显提高, 是一种很好的增透技术。
摘要：针对低透气性煤层瓦斯抽采困难的问题, 采用聚能爆破的方法促使煤体裂隙发育, 从而增加煤体的透气性;同时分析了聚能爆破的钻孔参数与爆破参数。通过在平煤六矿戊8-22310工作面进行聚能爆破工业性试验表明, 聚能爆破能够很好地增加煤层的透气性, 提高瓦斯抽采效果。
低透气性 篇7
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.
低透气性 篇8
平顶山矿区由于受成煤因素影响, 煤层节理、裂隙不发育, 主采煤层透气性差。随着矿井采掘深度的增加, 煤层突出危险性在不断加大。研究表明, 矿井瓦斯抽放不但能抽采煤层瓦斯, 降低瓦斯涌出量, 而且还是防止煤与瓦斯突出的重要措施。然而由于受到煤层透气性的影响, 在实际生产过程中煤层瓦斯抽放的数量达不到安全生产的要求。利用工作面前方采动煤体卸压增透效应, 应用卸压区浅孔抽放技术取得了良好效果, 该技术对解决低透气性煤层回采过程中的瓦斯问题具有重要的指导意义。
1工作面概况
戊9, 10-20210采面在北翼戊组中区, 为二叠系石盒子组, 埋深860～1 000 m。戊9, 10煤层顶板为砂质泥岩, 底板为0.3 m厚夹矸、戊11煤和砂质泥岩, 倾角上陡下缓, 倾角10～15°, 平均11°。煤厚3.8～4.5 m, 平均厚度4.2 m。戊9, 10煤层瓦斯压力最大1.45 MPa, 最小0.78 MPa, 煤层瓦斯含量11.2～14.65 m3/t, 处于预测突出危险带, 有较高的突出危险性。
2卸压浅孔抽放瓦斯防突机理分析
2.1煤层卸压瓦斯运移状态分析
煤层开采后, 在工作面前方应力分布依次为卸压区、应力集中区和原始应力区 (图1) 。由于煤体内部至煤壁间存在着瓦斯压力梯度, 加之工作面开采时, 在矿山压力作用下, 工作面前方煤体应力平衡状态遭到破坏, 瓦斯沿卸压带的裂隙向工作面涌出。研究表明:在支承压力的作用下, 工作面前方不同位置煤体渗透系数变化很大, 表现为矿压显现对煤岩体中卸压瓦斯的运移有很大影响[4]。煤壁前方支承压力 (σ1) 为:
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式中, p0为支架对煤壁的反力, MPa;f1为煤层与顶底板接触面间内摩擦系数;x为距煤壁的距离, m;m为开采厚度, m;φ为煤体内摩擦角, (°) 。
工作面推进过程中, 前方煤体支承压力及渗透系数均处于交替变化之中, 而煤层渗透系数 (K) 与煤体状态有直接关系, 即:
K=A1exp (-A2σ1) (2)
式中, A1, A2为实验回归系数。
将式 (1) 代入式 (2) 得:
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根据式 (3) 可得采场前方煤体支承压力及渗透系数随工作面距离变化曲线 (图1) 。
(1) 工作面距煤壁前方0～7
m为应力降低区, 如图1中的Ⅰ区。该区煤层承受的压力减小, 使煤体破碎、强度降低和裂隙发育、渗透性增高;同时, 煤层中瓦斯解析加强, 部分吸附瓦斯变为游离瓦斯, 产生“卸压增流效应”。
(2) 工作面前方7～15
m为应力急剧增高区, 如图1中的Ⅱ区。该区因支承压力作用, 使煤岩体裂隙和孔隙受挤压而收缩、封闭, 煤岩体透气性降低, 改变了瓦斯的正常涌出特性, 潜伏着高能瓦斯压力和数倍于原始应力的地应力。
(3) 工作面前方15～25
m范围为应力缓慢降低区, 如图1中的Ⅲ区。在该区内支承压力达到峰值以后, 逐渐趋于下降, 煤体裂隙和孔隙封闭、收缩, 渗透系数变化梯度逐渐减小, 瓦斯正常涌出特性改变, 致使瓦斯流量趋于减小。
(4) 工作面前方25
m以远的范围为应力稳定区, 如图1中的Ⅳ区。该区煤岩体未受采动影响, 渗透系数变化趋于平稳, 钻孔瓦斯涌出量按负指数规律自然衰减。
2.2卸压浅孔抽放瓦斯防突机理
极限平衡区 (图1中Ⅰ、Ⅱ区) 煤体中的应力状态、瓦斯量大小, 尤其是卸压区的长短及其承载能力, 对煤与瓦斯突出有较大影响。卸压区的存在, 一方面渗透性急剧提高, 有利于瓦斯释放, 另一方面在工作面与集中应力区之间构筑一安全屏障。研究表明:卸压区的大小决定了煤体中储存的弹性潜能和瓦斯内能是否能够释放, 突出是否能够形成, 如果采掘面前方始终存在一定宽度的卸压区, 就不会发生动力现象。
随着工作面的推进, 由于集中应力的转移较缓慢, 当卸压区的宽度不足以抵抗集中应力时, 便发生煤与瓦斯突出事故。如果能将钻孔终孔打入应力集中区一定深度, 使应力集中区内的瓦斯及其潜能得以有效释放, 迫使应力集中区前移, 人为增加卸压区宽度, 使其足以抵抗集中应力, 则可以降低或消除突出危险。
3浅孔抽放钻孔布置参数的确定
3.1钻孔深度
钻孔深度一般应穿过工作面前方的卸压带, 进入极限应力平衡区 (与区域边界相距1～2 m) , 该区宽度一般可由式 (4) 确定[5]。
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式中, X0为极限平衡区宽度, m;k为应力集中系数;γ为覆岩平均容重, kg/m3;H为开采深度, m;C1, C2为煤层与顶底板接触面之间及煤体本身的黏聚力, MPa;f2为接触面及煤体的摩擦系数;σc, σt为煤体的单轴抗压及抗拉强度, MPa。
由式 (4) 可知, 极限应力平衡区宽度与开采深度、开采厚度等均有密切关系, 一般采煤工作面前方的卸压带宽度为7 m左右, 极限应力平衡区宽度为7～25 m, 所以采煤工作面浅孔动压抽放的钻孔深度为24 m。
3.2钻孔间距
钻孔间距取决于钻孔的抽放半径, 其决定了钻孔布置方式、钻进工程量和抽放效果。抽放半径随时间的变化而改变, 抽放时间越短, 抽放半径越小, 反之越大。根据测定结果, 十矿煤层的抽放半径随时间的变化如图2所示。
一般最后一个抽放钻孔的抽放时间不少于120 min, 则煤层的抽放半径为0.784 m, 合理的钻孔间距为1.5 m。
3.3抽放时间
在回采工作面塑性极限应力带内, 煤层裂隙发育, 透气性增大, 钻孔流量明显增高。煤层抽放效果不但取决于钻孔抽放流量, 而且取决于抽放时间。如抽放时间较长, 会影响工作面的正常生产;如抽放时间过短, 不但造成钻孔的浪费, 而且也达不到必需的抽放效果。因此, 应合理确定钻孔的抽放时间。
钻孔的抽放时间主要取决于钻孔流量衰减情况, 根据实测的钻孔流量衰减指标即可确定钻孔的抽放时间。抽放时间分为最短抽放时间和最长抽放时间, 根据观测和计算结果, 该工作面当钻孔间距1.5 m时, 煤层的最短抽放时间为120 min, 最长抽放时间为480 min。
3.4钻孔直径
一般而言, 增大钻孔直径, 可以提高钻孔的抽放量, 但孔径加大, 不利于钻孔施工, 并且发生突出的概率也随之增加。
采煤工作面浅孔动压抽放钻孔要穿过工作面前方的卸压区, 进入应力集中区, 所以钻孔直径不宜超过100 mm, 钻孔直径为75～100 mm最为合适。该工作面钻孔直径为89 mm。
3.5钻孔抽放负压
对于采煤工作面浅孔抽放瓦斯, 工作面前方极限应力平衡区内煤层经受了支承压力的作用, 产生了大量的裂隙并相互贯通, 煤体发生膨胀, 透气性大大提高。因此, 抽放负压起着重要作用, 抽放负压越大, 越有利于抽放。
由于浅孔抽放的钻孔封孔深度一般在1 m左右, 处于工作面前方的卸压带内, 并且浅孔抽放主要采用软管连接, 负压过高容易导致钻孔周围漏气以及引起软管吸扁, 这样会影响抽放效果。根据工作面超前抽放的经验, 抽放负压不低于6.4 kPa即可。
4防突效果
根据浅孔抽放瓦斯机理及相应的钻孔布置原则, 戊9, 10-20210工作面采用Ø89 mm、深24 m、间距1.5 m的浅孔进行抽放瓦斯。在此期间, 钻孔抽放浓度在15%～25%, 抽放混合流量达20 m3/min, 抽放纯流量4～5 m3/min, 工作面最高月产达到7.2万t, 月抽放瓦斯30.5万m3, 采面抽放率在29.1%以上 (表1) , 杜绝了瓦斯超限和煤与瓦斯突出事故。
5结语
(1) 卸压区浅孔抽放瓦斯技术的机理是, 将钻孔终孔打入应力集中区一定深度, 使应力集中区内的瓦斯及其潜能得以释放, 并增加卸压区宽度, 从而降低或消除突出危险。
(2) 采用Ø89 mm、孔深24 m、间距1.5 m的浅孔抽放瓦斯技术, 减少工作面瓦斯涌出量, 降低了回风流及上隅角的瓦斯浓度。
(3) 卸压区浅孔抽放瓦斯技术可提高瓦斯抽放率和正规循环率, 保障了低透气性煤层工作面的安全生产, 取得了良好的经济和社会效益。
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]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.
[3]中华人民共和国国家发展和改革委员会.煤矿瓦斯治理与利用总体方案[EB/OL].[2005-06-22]http://www.ndrc.gov.cn/zcfb/zcfbtz/zcfbtz2005/t20050714_35793.htm.
[4]李树刚, 林海飞, 成连华.综放开采支承压力与卸压与瓦斯运移关系研究[J].岩石力学与工程学报, 2004, 23 (19) :3288-3291.