穿层钻孔范文

穿层钻孔范文（精选8篇）

穿层钻孔 第1篇

1 实验区概况

K3b煤层穿层下向钻孔试验地点选择在2224-2采面回风巷钻场, 2224-2采面位于+100m水平二采区北翼+175m～+240m阶段N6#～N4#石门之间, 北为矿井井田边界, 南为2224-1采面 (未布置) , 东为2222-2采面 (正在回采) , 西为2226-2采面 (未布置) , 工作面走向长664m, 倾斜长100～111m, 煤层厚度0.67～0.8m, 平均0.72m, 煤层倾角33～35°。

2 现有钻孔布置方式存在的问题

保护层工作面抽采K3b煤层瓦斯的抽采钻孔布置在工作面运、回风巷钻场, 目前钻孔布孔方式为在工作面运输巷施工反向孔和正向孔, 控制工作面回风巷高程以下至运输巷卸压范围, 在工作面回风巷施工正向孔和反向孔, 控制工作面回风巷高程以上至回风巷卸压范围, 图1为保护层工作面运输巷钻场反向孔与回风巷钻场下向孔对比图。

由图1可以看出, 现有钻场钻孔布孔方式主要存在以下问题:

(1) 在工作面运输巷钻场施工反向孔控制工作面回风巷高程以下25m范围, 钻孔与K3b煤层交角在16°以下, 根据钻孔施工情况, 钻孔与煤层交角小于18°钻孔穿煤困难, 多数钻孔在穿煤前便沿煤层底板粘土泥岩钻进, 无法穿过煤层底板进入K3b煤层。

(2) 工作面运输巷钻场控制工作面回风巷高程以下25m范围的反向孔, 钻孔深度在70m以上, 最深达100m左右, 由于钻孔需过硬岩, 钻孔施工困难, 如在2222-1运输巷钻场施工深度在90m左右的反向孔, 施工时间过长, 严重制约钻场施工。

而在工作面回风巷钻场施工下向孔, 钻孔深度在50m以内, 钻孔与煤层交角大于20°, 可有效地解决以上两个问题。

3 下向穿层钻孔试验施工情况

试验在2224-2采面回风巷14#高位钻场和12#、13#浅钻场进行, 共计施工26个下向穿层钻孔, 钻孔进尺938.36m。其中14#高位钻场施工下向钻孔11个, 钻孔倾角为-8～-13°, 钻孔深18～36m;13#浅钻场施工下向钻孔7个, 钻孔倾角为-6～-20°, 钻孔深28～76m, 在此钻场施工了大倾角下向试验钻孔, 钻孔倾角-20°, 孔深达76.96m, 穿煤1.9m;12#浅钻场施工下向钻孔8个, 钻孔倾角为-6～-20°, 钻孔深28～59m。为防止下向钻孔积水, 在施工时将钻场积水清理干净, 且每个钻孔施工完成均立即用马丽散进行封堵。

4 试验结果分析

4.1 下向钻孔钻进效果分析

下向钻孔钻进速度采用硬质合金钻头钻进普通岩石时速度在5～10min/根, 采用胎体复合片钻头钻进时硬岩时速度在15～20min/根, 钻进速度与施工K3b煤层穿层正向孔时相差不大, 通过试验表明, 钻孔倾角-20°时, 可达到钻进钻孔深77m左右, 且每个下向孔均能穿K3b煤层1m左右, 钻孔成孔率达100%, 能够满足该煤矿K3b煤层瓦斯抽采钻孔施工的需要。

4.2 下向钻孔施工的优点

4.2.1 由于运输巷钻场第1～2排反向孔孔深均在80m左右, 而将运输巷这2排反向孔控制范围移至回风巷钻场施工, 孔深在30～50m左右, 在控制K3b煤层范围和抽采半径不变的情况下, 可有效地减少工作面K3b煤层穿层孔钻孔进尺。

4.2.2 由于运输巷钻场第1～2排反向孔孔深均在80m左右, 钻孔倾角在60°以下, 钻孔穿煤交角在16°以下, 造成钻孔在进入K3b煤层底板粘土泥岩后, 沿着煤层底板钻进, 钻孔无法进入K3b煤层, 钻孔穿煤困难。而采用回风巷施工下向孔后, 由于钻孔孔深在50m以下, 钻孔穿煤交角在20°以上, 能够保证钻孔穿煤效果。

4.3 下向钻孔施工的缺点

4.3.1 由于采用下向钻孔, 在该矿目前施钻条件下, 只能采用压风排粉, 钻孔施工过程中钻头温度较高, 容易损坏钻头, 且粉尘较大, 不利于员工劳动保护;

4.3.2 下向钻孔在施工过程中不得有水进入, 否则影响钻孔抽采效果, 故对钻场要求不得积水, 且如果遇地质变化钻孔内出现水时钻孔无法保证抽采效果。

5 结论和建议

5.1 通过下向穿层钻孔试验表明, 采用现有ZYG150C型钻机和钻具的条件下, 使用压风排粉可施工倾角在-20°左右, 孔深75m左右的下向孔, 且钻进时间与施工正向孔相差不大。

5.2 在倾斜煤层保护层工作面回风巷施工K3b煤层穿层下向钻孔, 可提高钻孔穿煤效果, 减少运输巷钻场施工反向深孔, 在控制K3b煤层抽采范围和抽采半径不变的条件下, 有效地减少了工作面钻孔进尺, 可在该煤矿+100m水平二采区和-300m水平各采区保护

参考文献

[1]林柏泉, 崔恒信.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1998.

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[3]国家安全生产监督管理局, 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, 2006.

[4]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.

穿层钻孔 第2篇

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.

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[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.

三软煤层穿层钻孔布置优化方案 第3篇

1 矿井概况

超化煤矿隶属于郑煤集团公司, 矿井主采的二叠系山西组二1煤层属三软不稳定煤层, 2005年3月经重庆煤科院鉴定, 为煤与瓦斯突出矿井。2011年, 矿井瓦斯等级鉴定结果:矿井相对瓦斯涌出量2.89 m3/t, 绝对瓦斯涌出量11.59 m3/min;矿井相对二氧化碳涌出量0.86 m3/t, 绝对二氧化碳涌出量3.46 m3/min。

31071工作面主要位于超化煤矿31采区未采动区, 工作面西部为31采区下山及水仓保护煤柱, 东部为21采区水仓保护煤柱, 南部为圣帝庙断层及DF2断层保护煤柱, 北部为未采动区。工作面煤层为二1煤层, 煤层厚4.2~8.5 m, 平均厚6.4 m。该面地质条件复杂, 煤层整体处在一单斜构造上。根据《超化矿瓦斯地质图》区域划分, 31071工作面最大原始瓦斯含量为12.6 m3/t, 位于矿井突出危险区内。预计回采时该工作面正常涌出量为9.4~14.1m3/min。

2 原钻孔布置方案

31071上底抽巷作为31071工作面回风巷消突用, 该巷道位于设计的31采区下部, 通过在31071上底抽巷钻场向31071回风巷掘进前方煤层施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的防突措施, 起到掩护回风巷掘进的作用。

(1) 穿层钻孔设计原则。 (1) 采用高压水力冲孔增透卸压抽采瓦斯, 钻孔终孔间距为10 m; (2) 控制范围为倾斜、急倾斜煤层, 控制上帮至少20 m或下帮至少10 m范围内的煤层、缓倾斜及近水平煤层, 控制巷道两帮至少15 m范围内的煤层 (均为沿煤层层面的距离, 本文以倾斜煤层为例) ; (3) 每个钻场控制巷道40 m范围内的煤层; (4) 钻孔必须穿过煤层全厚, 进入顶 (底) 板0.5 m; (5) 钻孔在控制范围内均匀布孔, 不留空白带; (6) 钻孔封孔深度不小于12 m (岩段) , 并采取“两堵一注”措施。

(2) 钻孔设计。31071上底抽巷每个钻场布置35个钻孔, 控制巷道两帮各15 m、巷道长40 m范围内的煤层, 原钻孔布置方案设计如图1 (a) 所示。

(3) 施工工艺。稳钻连接防喷孔装置 75mm钻头一次钻进穿过煤层见岩拔杆换 113mm钻头扩孔至煤岩结合部拔杆换 75 mm钻头顺杆至煤岩结合部查看防喷孔装置、调整水压进行冲孔封孔 (煤段花管、岩段实管, 加堵头并连接牢固) 注浆连孔抽放。

3 钻孔布置优化的必要性和可行性

(1) 必要性。该工作面位于31采区下部, 平均煤厚6.4 m, 井下标高-506~-374 m, 最大原始瓦斯含量为12.6 m3/t, 发生煤与瓦斯突出危险系数高, 属于三软煤层中具有代表性的难治理区域。因此, 需对该工作面进行彻底消突, 以满足安全生产需要。鉴于原钻孔布置方案在施工中的局限性, 对该工作面的回采工作造成严重的威胁, 安全难以保证, 所以, 优化调整穿层钻孔布置十分必要。

(2) 可行性。 (1) 符合规定要求。根据《防治煤与瓦斯突出规定》和郑煤集团《“一通三防”管理手册》规定, 依上述穿层钻孔设计原则, 在原布置方案上实施优化方案, 冲孔钻孔的间距布置为8 m;采用冲孔钻孔与抽放钻孔交叉布置, 抽放钻孔布置方式满足控制范围的规定要求;其他方案均与设计原则保持一致。因此, 利用优化布置方案并不影响在31071上底抽巷施工穿层钻孔为31071工作面回风巷消突, 起到掩护回风巷掘进的作用, 符合要求。 (2) 技术经济上可行。超化煤矿属于郑煤集团直属矿井, 具备相应的资质, 拥有防突专业中高级管理、专业技术人员, 矿配置抽探队拥有165人作为施工力量, 专业齐全, 符合生产政策中有关人员配备的要求。并且该矿将防突工作视为重中之重, 矿井现有充足的设备力量, 材料供给及时。

综上分析, 该优化方案在技术经济上可行, 满足各项规定要求, 符合国家及集团公司相关政策。

4 钻孔布置优化方案设计

(1) 优化原理。在水力冲孔之前将抽放钻孔施工完毕, 能保证抽放钻孔施工方便, 同时保证护孔管的完整性;水力冲孔开始后, 当卸煤量影响到抽放孔抽放范围时, 抽放孔可以强力抽放, 从而使各个钻孔均能完好、高效实现设计效果。

(2) 钻孔布置。为保证抽放钻孔受水力冲孔钻孔卸煤量影响半径利用充分, 该方案将水力冲孔有效影响半径定为5.5 m, 抽采钻孔与水力冲孔钻孔以8 m8 m范围均匀布置, 1个水力冲孔钻孔四周布置4个抽采钻孔, 施工过程中, 先施工4个抽采钻孔并联网抽放, 然后再施工水力冲孔钻孔, 通过4个抽采钻孔缩小水力冲孔施工过程中产生的影响范围及裂隙抽采水力冲孔过程中的瓦斯, 以防止冲孔过程中的高瓦斯、喷孔等情况。抽采钻孔施工结束后将钻孔煤岩粉排净, 封孔为全岩段下实管, 根据钻孔穿煤长度选择下花管长度, 实现全煤段花管护孔, 保证抽放钻孔煤孔段不塌孔及抽采钻孔长时间连续抽放, 从而提升抽采钻孔的抽放效果。优化方案设计如图1 (b) 所示。

(3) 施工工艺。 (1) 冲孔钻孔:稳钻连接防喷孔装置 75 mm钻头一次钻进穿过煤层见岩拔杆换 113 mm钻头扩孔至煤岩结合部拔杆换 75 mm钻头顺杆至煤岩结合部查看防喷孔装置、调整水压冲孔封孔 (马立散封孔袋堵住孔口, 加长2 m、 13.3 mm钢管带阀门便于透气) 。 (2) 抽放钻孔:稳钻连接防喷孔装置 75mm钻头一次钻进穿过煤层见岩开风退杆封孔 (煤段花管、岩段实管, 加堵头并连接牢固) 注浆连孔抽放。

(4) 冲孔卸煤量增透卸压。冲孔卸煤量的多少直接影响消突效果, 所以应严格控制单孔增透卸压煤量。单孔考核标准为1 m煤段冲出煤量不少于1t, 单钻场冲孔卸煤量总和不少于控制范围煤煤体的1%。

5 原方案与优化方案对比分析

(1) 抽放效果。31071上底抽巷1#钻场采用原钻孔布置方案, 已施工的41个钻孔的抽放浓度维持时间短, 抽放效果差。从2012年10月开始采用钻孔优化布置方案, 4个抽采钻孔联网抽放时浓度一般在3%~7%, 当中间孔进行水力冲孔期间, 随着煤层裂隙的不断发育, 4个抽采钻孔抽采浓度逐渐升高至70%~80%, 并且浓度能维持在10%以上的时间为45~65 d, 抽放效果得到了大幅度提升。抽放钻孔瓦斯浓度流量、抽放纯量情况如图2图4所示。

(2) 经济效益。 (1) 抽采钻孔与水力冲孔钻孔的均匀分布, 不用对每个穿层钻孔进行扩孔、冲孔, 施工1个水力冲孔钻孔所需时间为5班, 施工1个抽采钻孔所需时间为1.0~1.5班, 原钻孔布置方案施工完1个钻场所需时间为2~3个月, 优化方案施工1个钻场所需时间为1.5~2.0个月, 减少了施工时间, 提高了施工进度; (2) 抽采钻孔不采用扩孔、冲孔工艺, 一次钻进施工到位后直接封孔联网抽放, 水力冲孔不用联网, 这样可以避免冲孔时间较长完成额定卸煤量容易导致钻孔堵塞而下双抗管困难的影响, 从而节省了大量的劳动力; (3) 水力冲孔钻孔不下双抗管联网抽放, 只对抽采钻孔下双抗管, 原钻孔布置方案在每个钻场内下双抗管所需资金约1.38万元, 优化方案在每个钻场内下双抗管所需资金约0.7万元, 每月在双抗管投入中节省资金约5.8万元。

6 结语

(1) 穿层钻孔优化布置方案施工方便, 能够有效提高钻进进尺和抽放效果, 很大程度上降低了钻孔施工过程中瓦斯高、喷孔等现象。

(2) 穿层钻孔施工进度较之以往有很大提高, 消突效果也得到了明显提升。该方案实施后, 单个钻场控制范围内煤层瓦斯预抽率在1.5~2.0个月可以达到30%以上。

参考文献

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[9]国家安全生产监督管理总局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

穿层钻孔施行煤层消突的应用 第4篇

平岗煤矿始建于1970年, 1972年正式投产, 通风方式为中央分区式, 通风方法为抽出式。矿井运转主扇2台 (东风井1台、南风井1台) , 矿井总入风量13 328 m3/min, 总排风量13 553 m3/min。2012年瓦斯鉴定结果:瓦斯绝对量72.7 m3/min, 瓦斯相对量81.1 m3/t, 鉴定为煤与瓦斯突出矿井。

2 实施区域防突的必要性

沈阳研究院在平岗煤矿下延采区14#左一巷测定煤层瓦斯压力达7.2 MPa, 煤层瓦斯含量为15.93 m3/t。煤矿瓦斯治理工程中心测得下延采区左二巷瓦斯压力达1.4 MPa、含量达到12.54 m3/t, 在右一巷石门揭煤处测定瓦斯压力为7.2 MPa。下延采区14#煤层软分层厚度为0.1 m, 瓦斯放散初速度为△P为4.2~9.5, 坚固性系数f值为0.25~0.45。以上数据充分说明平岗煤矿下延采区14#煤层为突出煤层, 在进行采掘进作业前必须采取消除突出危险性措施。根据14#层煤层产状、瓦斯压力、含量及附近采面回采和巷道的布置关系, 决定对下延采区14#右二巷掘进采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯方式进行消突。

3 项目实施的技术理论依据

3.1 钻孔预抽煤层瓦斯

钻孔预抽煤层瓦斯可以从减弱煤层突出的主动力和增强抵抗突出的能力两个方面起到消除或消弱煤层突出的危险性。煤层抽采钻孔的施工, 造成了钻孔周围煤层的局部卸压, 通过抽排煤层中的瓦斯, 可以使具有突出危险煤层中的瓦斯压力和含量大幅度降低, 使煤体内的瓦斯潜能得到释放并降低。由于瓦斯的排放可以引起煤层的收缩变形, 使煤体在一定程度上降低了导致突出发生的主动力和能量。同时, 煤体中的瓦斯释放后, 煤层透气性增大, 煤层应力减小, 使得煤体的强度增大, 这样就增强了煤体的机械强度和煤体的稳定性, 使得发生煤与瓦斯突出的阻力增大。

3.2 项目条件

下延采区14#煤层倾角在19°~22°, 施工的穿层钻孔角度在3°~10°, 孔长在33~63 m。钻孔的参数在平岗煤矿现有钻机ZDY3200S的可施工范围内, 钻孔施工具备可行性。

4 穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯措施

4.1 技术内容

在14#煤层右三高抽巷施工穿层钻孔, 对右二采面的下巷 (运输巷) 进行预抽煤层瓦斯, 达到消突目的, 从而进行煤巷掘进。如图1所示。

4.2 技术特点

第一, 从岩巷施工穿层钻孔对煤层进行消突, 消突过程作业安全, 消突效果好。第二, 所施工的岩石巷道为下一个采面的顶板高抽巷, 一巷两用, 为下一个采面的瓦斯治理创造条件。第三, 消突工作和煤巷掘进工作面不在同一地点作业, 消突与煤巷掘进可同时进行, 既保证了煤巷掘进的安全, 又提高了掘进作业的速度。如图2所示。

4.3 钻孔设计参数

右三工作面高抽巷距右二下顺槽垂高13 m, 平距44 m, 钻孔方向垂直巷道90°, 每隔5 m施工7个钻孔, 布置在14#右二高抽巷, 钻孔深33~63 m穿过煤0.5 m, 抽放范围在右二巷上帮20 m、下帮15 m。穿层钻孔从停采线外15 m开始, 到切眼以南15 m止。使用ZDY3200S型钻机, 孔径75 mm, 有关钻孔参数见表1。

5 取得的效果分析

平岗煤矿掘进工作面区域防突在没有采用穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯前, 主要采用顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯 (区域60 m长钻) , 与顺层钻孔预抽比较起来, 穿层钻孔预抽主要有以下优点。

5.1 提高工作面的进尺速度

打钻施工与工作面前进不在同一地点作业, 实施防突措施不影响工作面进尺, 大大提高了工作面的掘进速度。在施工穿层钻孔预抽后, 右二巷4个月掘进680 m, 平均月进170 m, 最快一个月施工220 m。下延采区同一煤层左三巷采用区域60 m长钻防突措施施工。600 m长的巷道施工9个月, 平均月施工65 m。

5.2 消突效果好

穿层钻孔预抽钻孔布置均匀, 预抽时间长, 防突效果好。采用穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯, 对工作面的防突可靠性大大提高, 煤层瓦斯压力降到0.5 MPa以下, 含量在5 m3/t以下, 消突后的工作面回采过程也未出现瓦斯超限现象。

5.3 防突可靠性提高, 保证了作业人员的安全

穿层钻孔 第5篇

防瓦斯异常涌出成套收集装置主要包括孔口瓦斯收集器、孔口瓦斯收集器固定装置、煤水瓦斯处理器、瓦斯喷孔缓冲收集器、钻尾瓦斯收集器5部分。

1 孔口瓦斯收集器

孔口瓦斯收集器如图1所示, 其主要作用有3点:①当施工穿层钻孔时可有效防止当钻孔见煤时发生喷孔或瓦斯异常涌出而造成伤人或瓦斯超限;②当穿层钻孔穿过煤层并进入煤层顶板后, 要对打好的钻孔进行高压水力冲孔, 由于冲孔时大量的煤水和瓦斯从钻孔中喷出, 更容易伤人和引起瓦斯超限, 而义煤公司规定, 瓦斯超限就是事故, 就要对事故责任人进行责任追究, 为了有效防止伤人和瓦斯超限, 从而设计此孔口瓦斯收集器;③此瓦斯收集器在上端安装有水雾喷头, 当钻孔施工时可喷雾降尘, 由于瓦斯收集器本身密封性较好, 因此, 其防尘作用也很明显。

孔口瓦斯收集器半圆构造如图3所示, 当需要安装钻杆或换钻头时就把2个半圆打开, 钻杆安装完成或换好钻头后, 当打钻时, 就把2个半圆合上, 再用图3中的半圆固定卡子把2个半圆卡紧。同时, 为了防止打钻或冲孔时瓦斯从孔口逸出, 在2个半圆的下面安装有皮垫, 且2个皮垫也为半圆, 可开可闭, 在钻杆和瓦斯收集器内壁之间又加装一个胶套, 此胶套与瓦斯收集器内径紧贴, 比钻杆外径大3mm, 在有效防瓦斯涌出的同时也不影响钻杆转动。

2 孔口瓦斯收集器固定装置

孔口瓦斯收集器常用的固定方式有2种:①孔内下套管, 套管用水泥砂浆或聚氨酯进行固定。这种固定方式固定得很牢固, 但缺点是浪费大量的套管和法兰盘, 而且封孔较为麻烦, 费工费时。②在每个钻孔的孔口打2根锚杆, 利用2根锚杆对孔口瓦斯收集器进行固定。这种固定方法的缺点是浪费了大量的锚杆和打锚杆所需的时间, 而且由于1个钻场内施工的穿层钻孔将近40个。因此, 钻场里到处是锚杆, 不但影响美观, 而且在施工有些钻孔时影响开孔。为了解决这种困扰, 经现场观察与思考, 把固定装置进行改进, 利用钻机本身对瓦斯收集器进行固定 (图4) , 通过2个包箍把圆钢固定在钻机的夹持器上, 而圆钢上和瓦斯收集器上都焊接有螺母, 再利用2根的螺纹钢把孔口瓦斯收集器和钻机固定在一起 (图5) 。由于在实际施工过程中, 钻孔的方位角和仰角不同, 前夹持器距孔口的距离不断变化, 因此, 把螺纹钢丝杠设计成长短不一的形状 (图6) , 并利用内外四方进行连接, 端部焊接金属环, 主要是拧紧和松开方便。利用顶丝原理对孔口瓦斯收集器进行固定, 不但有效解决了费工费时和费料的问题, 而且使用更方便, 操作更可靠。

3 煤水瓦斯处理器

4 瓦斯喷孔缓冲收集器

瓦斯喷孔缓冲收集器如图7所示, 其主要结构为两端为钢丝弹簧软管, 通过2个端头和、长3 m的特制风筒相连, 瓦斯喷孔缓冲收集器的左端和巷道内的主抽放管相连, 右端通过三通和阀门和煤水瓦斯处理器相连接。作用主要是, 水力冲孔期间发生大的喷孔时, 由于煤水瓦斯处理器的空间有限, 当大量的瓦斯瞬间喷出, 以至于煤水瓦斯处理器不能及时有效处理时, 多余的瓦斯就进入到瓦斯喷孔缓冲收集器中, 从而起到二级缓冲的作用, 有效杜绝巷道中瓦斯超限。

5 钻尾瓦斯收集器

钻尾瓦斯收集器如图8所示, 其主要结构是在水辩的后面加了2个三通。左边三通的主要作用是, 当钻孔施工完毕时, 把风水转换三通上的2个球阀关闭, 打开左边三通上的球阀, 先把钻杆中的水和瓦斯通过100 mm弹簧软管排入到煤水分离器中, 然后再退钻杆, 从而有效防止退钻杆时瓦斯从钻杆内部涌出造成瓦斯超限。

风水转换三通的主要作用是, 当钻孔打钻时遇到硬岩或含有硫结核的煤岩时, 由于钻打不进或硬磨, 从而造成打钻着火, 此时可以通过转换风水三通来实现, 通过风水转换三通把进风关闭, 打开进水管, 让水流进钻孔中进行灭火或冷却。

6 应用效果

防瓦斯异常涌出成套装置从钻孔孔口防喷、孔口防喷的固定、煤水瓦斯的收集处理、瓦斯喷孔时的收集缓冲和卸钻杆钻尾时瓦斯从钻杆内部通道涌出5个方面把关, 有效解决了瓦斯喷孔或异常涌出造成伤人和瓦斯超限问题。该装置设计加工后, 分别在14230中、下部底板巷和切眼底板巷应用, 通过近8个月试验应用, 共计施工穿层钻孔1 358个, 总钻孔工程量达30 109.8 m, 冲煤量6 829 t, 且无一个钻孔因喷孔造成瓦斯超限。而且从14230胶带运输巷抽采达标评判500 m所测10个瓦斯含量和10个瓦斯压力指标来看, 最大瓦斯含量为5.21 m3/t, 最大瓦斯压力为0.25 MPa, 所测瓦斯含量及瓦斯压力均小于6 m3/t和0.6 MPa, 符合《防治煤与瓦斯突出规定》和《河南省人民政府关于印发河南省强化煤矿安全生产暂行规定的通知》及其他文件要求。且取样钻孔施工期间没有出现夹钻、顶钻、喷孔等异常现象, 钻进过程平稳。截至目前, 14230胶带运输巷已安全掘进210 m, 掘进过程中区域验证指标无超标现象且回风瓦斯浓度一般稳定在0.21%左右。综上可知, 防瓦斯异常涌出成套装置应用可靠, 效果良好。

摘要：为了有效解决底板巷穿层钻孔冲孔时喷孔和防止瓦斯异常涌出问题, 经过长期试验和摸索研制出穿层钻孔防瓦斯异常涌出成套装置。通过在新安矿14230中、下部底板巷和切眼底板巷近8个月试验应用, 共计施工穿层钻孔1 358个, 总钻孔工程量达30 109.8 m, 冲煤量6 829 t, 有效解决了瓦斯喷孔或异常涌出造成的伤人和瓦斯超限问题。

关键词：瓦斯收集器,穿层钻孔,钻孔防喷孔

参考文献

[1]李国旗, 潘峰, 任培良.义煤集团瓦斯综合治理技术的应用与探索[C]//瓦斯地质基础与应用研究.徐州:中国矿业大学出版社, 2011.

[2]刘明举, 任培良, 刘彦伟, 等.水力冲孔防突措施的破煤理论分析[J].河南理工大学学报:自然科学版, 2009, 28 (2) :142-145.

[3]刘彦伟, 任培良, 夏仕柏, 等.水力冲孔措施的卸压增透效果考察分析[J].河南理工大学学报:自然科学版, 2009, 28 (6) :695-699.

[4]任培良, 刘彦伟, 魏建平, 等.水力冲孔防突技术在潘一矿的应用[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (1) :88-91.

穿层钻孔抽放煤层瓦斯数值模拟研究 第6篇

煤层瓦斯是煤炭形成过程中的伴生产物, 主要以吸附和游离状态赋存于煤层的孔隙裂隙系统中, 其中大部分为吸附瓦斯[1,2,3]。井下煤炭开采使煤层瓦斯不断地向采掘空间释放, 严重影响了煤矿的安全生产。同时, 煤层瓦斯又是一种以甲烷为主要成分的高热值可燃气体, 燃烧后没有粉尘残留物, 污染小。因此, 抽放瓦斯并集中利用是解决煤矿瓦斯问题并使得资源使用效益最大化的、具有很大发展潜力的技术途径。我国煤层瓦斯资源十分丰富, 但煤层原始透气性普遍不高[4], 而且不同矿井的煤层透气性差异大。为了安全、有序地开展生产工作, 矿井生产过程中进行瓦斯抽放需要确定煤层瓦斯放采时间、抽放半径等基础数据, 目前常用的确定抽放基础数据的方法主要有现场实测、物理相似模拟、数值模拟等方法。数值模拟确定瓦斯抽放基础数据是一种简单便捷的方法, 不仅可以避免现场实测、物理相似模拟方法所需要的现场钻孔、构建物理模型等工程量, 节省大量的人力物力, 还能获得比较详细完整的数据。

华蓥山煤业绿水洞煤矿是煤与瓦斯突出矿井, 采用了穿层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施, 但穿层钻孔工程量大、预抽时间长, 对采掘接替工作影响大。为了提高经济效益, 在满足防突等工作要求的基础上, 合理安排抽、掘、采接替关系, 矿井需要掌握抽放时间与抽放半径的合理关系。本文采用数值模拟方法研究绿水洞煤矿穿层钻孔抽放的瓦斯流动规律以及瓦斯抽放参数。

1 数值模型

煤层中遍布大小不同、形状各异的微小孔隙及裂隙, 且主要以直径小于10-5mm的微孔为主[5], 这些孔隙裂隙构成的瓦斯流动通道非常曲折复杂, 一般难以直接模拟瓦斯在孔隙裂隙中的实际流动情况。因此, 为了突出问题的主要方面并建立严格的数学模型, 需要对穿层钻孔瓦斯流动过程进行合理的简化[5,6,7]:煤层顶底板不透气, 瓦斯在煤层中的流动基本符合达西定律, 并可以看作等温过程, 煤层透气性和孔隙率不受煤层瓦斯压力变化的影响, 瓦斯在煤层中的吸附和解吸是可逆的, 且都符合朗格缪尔方程, 穿层钻孔瓦斯流动可以看作平面径向流动, 可以忽略重力的影响。在此基础上, 根据质量守恒定律、气体状态方程等基本定律, 并以朗格缪尔瓦斯含量方程计算渗流过程中煤层解吸瓦斯量, 即可建立煤层瓦斯渗流微分方程组[8,9,10,11,12,13,14,15,16]:

式中, p为煤层瓦斯压力;ρ为压力p时煤层瓦斯密度;R为气体普适常数;T为煤层瓦斯温度;M为煤层瓦斯分子量;Z为瓦斯气体压缩因子;Ф为煤的孔隙率;为瓦斯渗流速度;q为单位时间内单位体积煤体释放到煤孔隙裂隙中的游离瓦斯量;K为煤层瓦斯渗透率;μ为瓦斯动力黏度;cg为气体等温压缩系数, 下标T'表示温度不变;X为煤的瓦斯含量;V为单位质量煤的孔隙容积;T0为标准状态下的绝对温度;p0为标准状态下的绝对压力;a、b为煤的吸附常数;n为经验系数;t0为实验室测定煤的吸附常数时的实验温度;t'为煤层温度;A为煤中灰分;M'为煤中水分。

式 (1) 为瓦斯流动质量守恒方程, 表示在Δt时间内, 在瓦斯流场中任意控制体单元内的流体质量变化等于该控制体本身产生或吸收的质量减去通过该控制体表面积流出的质量;式 (2) 为煤层瓦斯运动方程, 即Darcy (达西) 定律;式 (3) 为真实气体状态方程;式 (4) 为气体的等温压缩系数, 式中下标T'表示温度不变的条件;式 (5) 为煤层瓦斯含量方程。

将式 (3) 、式 (2) 分别代入式 (1) , 消去密度ρ和速度, 同时将式 (3) 代入式 (4) 消去密度ρ, 在满足工程使用的条件下, 即可将上述微分方程组简化为瓦斯渗流压力平方方程 (式 (6) ) 和煤层瓦斯含量方程 (式 (5) ) 组成的瓦斯渗流微分方程组:

煤层瓦斯流动过程中, 随着瓦斯压力的降低, 煤层吸附瓦斯不断解吸并进入孔隙裂隙空间, 由式 (5) 和式 (6) 组成的瓦斯渗流微分方程组直接采用朗格缪尔方程计算瓦斯流动过程中煤层瓦斯的解吸, 避免了采用瓦斯含量系数方程或将变系数处理为常系数所引起的计算误差, 使煤层瓦斯流动的计算过程更符合实际。由方程 (5) 和方程 (6) 组成的煤层瓦斯渗流微分方程组难以获得解析解, 一般采用数值方法求解。

2 边界及初始条件

根据煤矿井下穿层钻孔瓦斯抽放情况, 抽放钻孔孔壁采用第一类边界条件, 即抽放钻孔孔壁 (图1中半径r处) 瓦斯压力为抽放负压;模型外边界 (图1中半径R处) 采用第二类边界条件, 即边界上流量恒定。初始情况下煤层瓦斯压力为原始瓦斯压力。

3 数值模拟计算及结果分析

有限差分方法是一种常用的数值模拟方法, 通过将模型区域划分为由有限个离散点组成的集合, 并以离散点的瓦斯压力值代表该点所在控制容积的瓦斯压力[17,18,19,20], 在这些离散点上用差商近似代替微商, 将微分方程转化为这些离散点上的差分方程组, 通过求解差分方程组即可获得微分方程在离散点上的近似解。本文采用有限差分数值计算方法, 通过控制容积法建立有限差分数值计算方程, 采用全隐式格式确保计算过程的稳定性, 自行编制了计算程序, 计算完成后以文本文件形式保存计算过程数据, 以便分析计算结果。

绿水洞煤矿开采单一K1煤层, 井田范围内褶皱及断层构造发育, 煤层瓦斯压力1.46 MPa, a、b吸附常数分别为18.27 m3/t、1.04 MPa-1, 煤密度1.39t/m3, 水分0.7%, 灰分13.8%, 孔隙率3.5%, 煤层透气性系数0.016 m2/ (MPa2·d) 。

根据上述基础实测数据, 结合矿井的实际瓦斯抽放条件, 采用自行编制的计算程序即可获得钻孔周围不同抽放时间的瓦斯压力、瓦斯含量等参数的变化情况。

3.1 抽放过程中瓦斯压力变化情况

钻孔瓦斯抽放开始后, 钻孔周围的煤层瓦斯在压力梯度的作用下向钻孔内不断流动, 瓦斯压力、瓦斯含量也随之逐渐降低。

图2 (a) 到图2 (c) 表示抽放过程中钻孔周围煤体瓦斯压力分布的变化, 瓦斯压力分布曲线按照由外向里抽放时间逐渐增大的顺序排列;图3表示距钻孔壁0.8, 1.8 m位置瓦斯压力随抽放时间的变化。由数值模拟结果可知, 由于煤层透气性系数低, 瓦斯流动困难, 煤体瓦斯压力随着距钻孔壁距离的增加而迅速增大。随着抽放时间不断增加, 钻孔周围煤体瓦斯压力逐渐降低, 瓦斯压力梯度逐渐减小。抽放初期瓦斯压力降低较快, 从抽放12 h到抽放24h瓦斯压力分布即有明显变化 (图2 (a) ) , 但抽放时间越长, 瓦斯压力降低的速度也越来越慢 (图2 (b) 、图2 (c) ) , 同时抽放的影响范围逐渐扩大。

图3更直观地表示了瓦斯压力随抽放时间的变化情况。从图3中可以看出, 在开始抽放的10 d内, 瓦斯压力下降较快, 随后瓦斯压力下降的幅度越来越小, 最终呈缓慢下降的趋势。绿水洞煤矿煤层透气系数仅为0.016 m2/ (MPa2·d) , 属于难以抽放煤层。因此, 钻孔周围容易形成较高的瓦斯压力梯度, 这与在排放钻孔不远处就可测到较高的瓦斯压力的实际情况一致。

3.2 有效抽放半径与抽放时间的关系

《防治煤与瓦斯突出规定》第五十二条、五十三条规定, 采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时, 残余瓦斯含量指标为主要的措施效果检验指标之一, 煤层残余瓦斯含量小于8 m3/t的预抽区域为无突出危险区。将满足防突要求的瓦斯含量指标作为确定钻孔有效抽放半径的依据, 根据数值模拟结果, 可以获得钻孔有效抽放半径与抽放时间的关系, 如图4所示。在钻孔直径、抽放负压等条件一定的情况下, 钻孔有效抽放半径与抽放时间密切相关, 抽放时间越长, 钻孔有效抽放半径越大。由图4可以看出, 在开始抽放的20 d内, 钻孔有效抽放半径迅速增大, 随着抽放时间的增加, 有效抽放半径的增幅逐渐趋于平缓, 当抽放时间为1年时, 满足防突要求的有效抽放半径约1.2 m, 与矿井当前使用的抽放半径基本一致。由于绿水洞煤矿的煤层透气系数低, 瓦斯抽放困难, 由数值模拟可以看出, 如果采用较大的抽放半径需要大幅延长抽放时间。

由于有效抽放半径的增大可以显著减少预抽钻孔工程量, 矿井生产过程中, 可以通过安排好采掘接替相关工作、增加抽放时间的方法减少钻孔工程量, 提高经济效益。另外, 在矿井开展实测有效抽放半径的工作过程中, 根据要求的抽放时间范围, 将测试钻孔主要布置在数值模拟获得的抽放半径位置附近, 不仅可以获得更加准确的数据, 也有助于减少测试钻孔工程量和测试重复次数。

4 结论

(1) 由数值模拟可知, 低透气性煤层钻孔周围具有较高的瓦斯压力梯度。

(2) 通过数值模拟, 获得了绿水洞煤矿穿层钻孔不同有效抽放半径所需要的抽放时间。抽放时间为1年时, 满足防突条件的有效抽放半径为1.2 m, 与矿井实际情况基本一致。

(3) 绿水洞煤矿满足防突条件的有效抽放半径总体偏小, 需要的抽放时间较长。如果需要减少时间成本, 可考虑采用卸压增透等增加煤层透气性的措施, 提高抽采效果。

(4) 在计算模型中没有考虑钻孔卸压作用所引起的透气性变化, 计算结果与实际存在一定的误差, 还需进一步研究。

摘要：矿井瓦斯抽放是解决煤矿瓦斯问题、提高资源使用效益、确保煤矿安全生产的一种有效方法。为合理安排矿井抽掘采接替关系, 确定穿层钻孔抽放参数, 根据煤层瓦斯流动理论、质量守恒方程、真实气体状态方程、气体压缩系数方程, 并以朗格缪尔方程作为吸附瓦斯解吸的数学规律, 建立了穿层钻孔抽放煤层瓦斯数学模型, 采用有限差分数值方法编制了计算程序, 以全隐式格式确保计算过程的稳定性, 根据实测煤层瓦斯参数进行了数值模拟计算, 获得了穿层钻孔抽放条件下钻孔周围瓦斯压力分布情况以及钻孔有效抽放半径等抽放参数。分析表明, 低透气性煤层抽放钻孔周围容易形成较高的瓦斯压力梯度, 且在有限的抽放时间内有效抽放半径较小。数值模拟结果与现场实践基本一致。

穿层抽放钻孔防喷装置研究与应用 第7篇

1 研究穿层抽放钻孔防喷装置的必要性

鹤壁矿区煤巷掘进采取穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施, 煤巷掘进前先在煤层底板掘进1条抽放巷, 通过在底板抽放巷施工穿层钻孔进行预抽煤巷条带煤层瓦斯。穿层钻孔施工排粉方式为水排粉, 由于瓦斯含量高、瓦斯压力大, 钻头在穿煤期间经常喷孔, 喷孔涌出大量的瓦斯和水煤。由于瓦斯瞬间大量涌出, 经常造成钻场瓦斯浓度超限, 水煤粉突然喷向钻机和施工人员, 易造成人员受伤, 同时堆积在巷道内的水煤粉严重影响施工环境和文明卫生。因此, 为杜绝瓦斯超限现象, 防止水煤喷出威胁人身安全和改善钻场施工环境, 必须解决施工时的穿层钻孔喷孔问题。

2 防喷孔装置设计

2.1 防喷孔装置结构

防喷孔装置由水、煤、瓦斯分离器, 水、煤、瓦斯进口, 瓦斯抽出口, 水、煤排出口, 挡板组成。分离器采用3 mm厚的钢板焊接成容积为1 m3立方体, 水、煤、瓦斯进口, 瓦斯抽出口, 水、煤排出口均为内径102 mm、长200 mm的无缝钢管焊接在分离器上, 挡板采用3 mm厚的钢板焊接在分离器内部, 设计如图1所示。

2.2 防喷孔装置作用原理

钻孔喷出的水、煤、瓦斯通过进口管高速进入水、煤、瓦斯分离器, 在分离器挡板作用下迅速降落到分离器底部, 瓦斯通过分离器上部瓦斯抽出口抽走, 水、煤通过水、煤排出口排到水、煤沉淀池。

3 防喷孔装置使用工艺流程

先将钻机稳固, 钻孔施工1 m后, 扩大钻孔并将套管装入孔内, 当钻孔施工到煤体时, 连接三通管, 连接水、煤、瓦斯进入管, 水、煤排出管, 瓦斯抽排管, 然后开启钻机钻进煤层。喷出的水、煤、瓦斯通过钻杆与岩孔之间的间隙流入三通管, 水、煤、瓦斯进入管、分离器, 最后瓦斯通过瓦斯抽排管进入瓦斯管路, 水、煤通过水、煤排出管排入水、煤沉淀池。

4 防喷孔装置应用注意事项

为保证防喷孔装置安全有效, 使用时必须注意以下事项:①套管安装必须牢固, 防止喷孔冲出。②要调节好抽放负压, 保证瓦斯能全部抽走, 消除瓦斯超限等安全隐患。③在钻孔穿煤期间, 钻杆要轻压慢进, 减少单位时间内煤体破坏量, 降低压力释放速度, 减缓钻孔内瓦斯释放量。④为防止因钻孔内瓦斯压力过大将密封装置及其他连接管件冲顶出伤人, 在钻机后方和钻场内严禁站人。

5 结语

防喷孔装置研究成功后, 在鹤煤公司各矿施工穿层钻孔时均推广应用, 并取得了较好效果。

(1) 应用防喷装置, 钻孔涌出瓦斯通过抽放系统及时抽走, 杜绝了在打钻过程中瓦斯超限现象, 确保了安全生产。

(2) 钻孔喷出的水煤直接进入气水煤分离器, 防止了水煤喷向钻孔施工空间, 避免了水煤喷出伤人。

(3) 水煤通过分离器水煤排出管引入水煤沉淀池, 然后进行水煤分离, 保证了钻孔施工场所的环境卫生。

摘要：为解决因煤层瓦斯压力大、瓦斯含量高, 施工穿层钻孔过程中易喷孔造成钻场瓦斯浓度超限和水煤伤人的问题, 根据穿层钻孔喷孔特性, 研制了防喷装置。采用该防喷孔装置, 杜绝了打钻过程中瓦斯超限的现象, 有效地保证了穿层抽放钻孔施工的安全。

底板穿层预抽钻孔综合增透技术 第8篇

为了提高抽采效果, 实现快速消突, 淮南矿业集团顾北煤矿对底板巷和钻场内采用喷浆、深浅孔注浆封堵围岩裂隙, 强化穿层钻孔掏穴增大钻孔孔径、爆破综合增透综合增透措施, 抽采效果明显提高。

1 概况

顾北矿6-2煤为突出煤层, 透气性差, 透气性系数平均为0.00068 m2/MPa.d。北一6-2煤层回风上山施工的穿层钻孔, 采用掏穴增透措施, 钻孔抽采浓度仍大多在5%以下, 抽采效果差, 预抽评价达标时间评价在7~8个月以上。

为了提高抽采效果, 我们在12426胶带机顺槽底板巷钻场内采用深浅孔注浆堵漏、强化穿层钻孔掏穴、爆破综合增透措施, 抽采效果明显提高。

2 做钻场、喷注浆

12426胶带机顺槽标高-575.6m, 煤层倾角2~8°, 平均煤厚3.0m。煤层瓦斯压力2.2MPa, 瓦斯含量6.7m 3/t。底板巷内错胶带机顺槽10m布置, 距离6-2煤层10~15.6m, 巷道岩性为砂泥岩互层, 围岩破碎、裂隙发育。

2.1 做钻场

钻场布置:利用底板巷控层前探钻场兼作穿层预抽钻场, 每60 m施工一个。

在底板巷内施工钻场的优点有两个, 一是有利于钻孔集中开孔, 减少巷道喷注浆范围和工作量;二为可集中连续施工钻孔, 有利于提高钻机台效和安全管理。

2.2 喷注浆

施工抽采钻孔前, 必须先对钻场内及周围5米的巷道进行喷浆和深浅孔注浆措施。

2.2.1 喷浆

钻场必须全断面喷浆, 喷厚度不小于50mm。

2.2.2 深浅孔注浆

1) 浅孔注浆。浅孔注浆主要目的是先形成止浆层, 防止深孔注浆和抽采钻孔封孔高压注浆时通过巷道裂隙跑浆。

钻场内浅孔注浆孔布置参数按1.5m×4个布置, 孔深2m, 下φ20mm注浆管。浆液水灰比为1:1, 注浆压力不小于2MPa。

2) 深孔注浆。利用穿层预抽钻孔兼作深孔注浆孔, 主要目的进一步封堵围岩深部裂隙。即在每个钻场的穿层钻孔设计中“隔一选一”作为深孔注浆孔。深孔注浆结束后, 再进行透煤, 作为抽采钻孔。

深孔注浆孔布置:采用153mm钻头开孔施工4m, 再下108mm岩芯管进行注浆固管。然后用直径94mm钻头透孔至见6-2煤前2m, 全程下1寸PVC管, 在108mm岩性管拧紧闷盖, 闷盖焊1寸返浆头与孔内1寸PVC管连接, 另焊4分注浆管注浆, 从1寸返浆管返浆, 关闭闸阀, 高压注浆, 浆液浓度不小于0.7:1, 注浆压力不小于4MPa。钻场内所有深孔注浆孔注浆结束后方可施工抽采钻孔。

2.3 注浆效果分析

采用深浅孔注浆措施前, 由于围岩裂隙发育, 大部分钻孔抽采浓度均在8%以下, 5号钻场5号、7号、8号、13号钻孔因注浆跑漏浆封孔不严, 造成评价单元的抽采浓度仅有4%左右。通过深、浅孔注浆封堵围岩裂隙后, 抽采浓度明显上升, 平均达到40%以上, 评价单元干管抽采浓度达25%以上。深浅孔注浆前后, 5号钻场抽采浓度情况对比见表1, 第一单元干管、第一单元5组抽采浓度变化情况见图2、3。

3 强增透

3.1 掏穴增透

自2010年7月份开始采取掏穴增透措施, 掏穴钻头直径由开始220m m增加到目前300m m。

3.1.1 掏穴钻孔设计

设计抽采钻孔时, 采用“隔一掏一”进行掏穴。掏穴钻头直径为300m m, 掏出煤量要求不少于50Kg/孔。

3.1.2 掏穴后抽采效果

12426胶带机顺槽底板巷平均每孔掏出煤量52Kg/m, 与未掏穴的钻孔进行比较, 钻孔抽采浓度相差不大, 单元抽采纯量增加约10~20%。增透效果不明显。因此采取单一掏穴增透措施, 仍不能满足快速消突的目的。部分钻孔掏穴情况见表2。

3.2 深孔爆破增透

为了进一步提高穿层钻孔的抽采量, 实现快速消突的目标。我们在12426胶带机顺槽底板巷掏穴钻孔的基础上再进行深孔松动爆破增透措施, 取得了较好的效果。

3.2.1 爆破孔布置参数

深孔爆破孔要根据掏穴和抽采钻孔的施工情况进行设计, 避免相互影响。爆破孔终孔位置距离已施工的钻孔间距不小于2.5m。

3.2.2 注意事项

1) 地测部门依据钻孔设计参数准确确定爆破钻孔开孔位置、方位角、倾角。2) 钻孔施工过程中, 详细记录钻孔见、止煤位置。起钻前, 必须要将孔内残渣吹干净, 以便装药。3) 炮头内2个雷管串联 (2个雷管互为备用) , 爆破孔之间串联。

3.3 效果分析

目前已经在12426胶带机顺槽底板巷共爆破9个孔。通过考察, 采用掏穴、深孔爆破增透措施后, 12426胶带机顺槽底板巷第二评价单元抽采浓度均在45%以上, 最高达60%, 第二单元爆破后2号钻场抽采纯量提高2.5倍、3号钻场抽采纯量提高2.0倍。

2号钻场、3号钻场爆破前后抽采量变化见图4、图5。

4 结论

喷浆和深浅孔注浆是提高抽采浓度的关键措施, 掏穴加深孔爆破增透是提高钻孔抽采量、缩短抽采达标时间的重要措施。通过在12426胶带机顺槽底板巷试验表明:采用掏穴、深孔爆破增透措施, 单元抽采纯量平均增加2倍, 与没有采用深孔爆破措施的12326胶带机顺槽相比, 抽采达标时间缩短3个月。

因此对于低瓦斯含量, 低透气性的突出煤层, 在坚持做钻场、喷注浆的基础上, 采用掏穴、深孔爆破综合增透措施, 可实现快速消突的目的。

5 下一步的攻关方向