低透气性薄煤层下向穿层钻孔立井集中排水技术及应用_陈虎.pdf

Vol.51No.3 Mar. 2020 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 3 期 2020 年 3 月 低透气性薄煤层下向穿层钻孔立井集中排水 技术及应用 陈虎 1， 邓明明2 （1.淮南矿业 （集团） 有限责任公司煤业分公司 安全监察部， 安徽 淮南 232095； 2.淮南矿业 （集团） 有限责任公司煤业分公司 朱集东煤矿， 安徽 淮南 232087） 摘要 针对下向穿层钻孔积水大时的排水难题， 在分析压风排水原理的基础上， 改变以往只以 钻孔排水排渣的方式， 探索出将钻孔内的积水引入到立井内再一次性集中排出的思路， 创新提 出了大孔径立井集中排水技术， 阐述了立井集中排水原理和工艺， 确定了立井最小排水压力。在 1161 （1） 运输巷顶板巷试验单元试验并考察， 结果表明 大孔径立井集中排水 15 d 后， 下向钻孔 内水位下降到了煤层底板以下， 瓦斯抽采通道畅通， 低透性薄煤层试验单元平均瓦斯抽采浓度 提高到 17.6， 平均百孔抽采纯量达到了 0.13 m3/min， 高效抽采时间持续了 70 d 以上， 单元评价 时间缩短了 3.2 倍。 关键词 大孔径立井； 集中高效排水； 瓦斯抽采； 低透气性薄煤层； 抽采效果 中图分类号 TD712文献标志码 B文章编号 1003-496X （2020） 03-0133-04 Centralized Drainage Technology and Application of Vertical Shaft in Low Permeability Thin Coal Seam Downward Drilling CHEN Hu1, DENG Mingming2 （1.Department of Work Safety, Coal Corporation of Huainan Mining Industry Group Co., Ltd., Huainan 232095, China; 2.Zhujidong Coal Mine, Coal Corporation of Huainan Mining Industry（Group）Co., Ltd., Huainan 232087, China） Abstract Aiming at the difficult problem of centralized drainage of downward cross-layer boreholes, based on the analysis of the principle of pressure air drainage, the idea of introducing the accumulated water in boreholes into the vertical well and then centralized drainage once again is explored. The centralized drainage technology of large-borehole vertical wells is innovatively proposed, the principle and technology of centralized drainage of vertical wells are expounded, and the minimum drainage pressure of vertical wells is determined. The experimental investigation of 1161 （1） roof roadway test unit shows that after 15 days of centralized drainage of large-diameter vertical shaft, the water level in downward boreholes drops below the coal seam floor, the gas extraction channel is open, the average gas extraction concentration of low permeability thin seam test unit is increased to 17.6, the average 100 holes extraction purity is 0.13 m3/min, and the high-efficiency extraction time lasts for more than 70 days, and the unit uation is carried out. The time was shortened by 3.2 times. Key words large borehole vertical well; centralized and efficient drainage; gas extraction; low permeability and thin coal seam; extraction effect 瓦斯预抽是降低煤层瓦斯含量的重要手段[1-2]。 深部开采和高地应力使煤体对瓦斯的吸附能力强、 煤层渗透率低，使得预抽瓦斯困难，通过水力化措 施增加煤层渗透率， 可以提高抽采效果[3]。目前下向 穿层抽采钻孔采用水力排渣施工，在打钻过程中受 到倾角、排渣、泥岩吸水性及打钻残留的水和裂隙 DOI10.13347/ki.mkaq.2020.03.030 陈虎， 邓明明.低透气性薄煤层下向穿层钻孔立井集中排水技术及应用 ［J］ .煤矿安全， 2020， 51 （3） 133-136， 143. CHEN Hu, DENG Mingming. Centralized Drainage Technology and Application of Vertical Shaft in Low Per- meability Thin Coal Seam Downward Drilling［J］ . Safety in Coal Mines, 2020, 51 （3） 133-136, 143. 移动扫码阅读 应用 实践 133 ChaoXing 第 51 卷第 3 期 2020 年 3 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.3 Mar. 2020 图 1大孔径排水立井示意图 Fig.1Schematic diagram of a drainage hole in a large aperture shaft 渗水影响，造成孔内积水难以有效排出，孔底遗留 大量积渣和积水，堵塞瓦斯抽采流动通道，严重影 响钻孔的瓦斯抽采效果，延长抽采评价时间。采用 新的封孔注浆技术[4-7]， 通过注浆钻孔注入高压水泥 浆封堵钻场下向穿层钻孔封孔段的围岩裂隙，可有 效地解决了抽采钻孔封孔段渗水问题；采用囊袋式 封孔装置、“两堵一注” 带压注浆封孔技术， 可保证 钻孔封孔质量。因此，要提高下向穿层钻孔预抽效 果， 必须要解决排水技术难题。针对该问题， 国内专 家学者对下向钻孔排水做了大量的研究和试验， 提 出了许多解决方法。高建成[8]基于封堵压气排水原 理，利用高压气体将孔内积水与积渣及时排出， 保 证了抽采通道的畅通； 翟成[9]提出一种多孔并联式 压风排水技术，解决了下向钻孔内积水难以排出的 问题； 司春风[10]提出下向钻孔分组集中排水工艺， 较 好的解决含水条件下下向钻孔抽采瓦斯问题；张振 龙[11]设计下向钻孔抽采瓦斯自动排水工艺及装置， 解决了下向钻孔积水后瓦斯抽采效果较差的难题； 戎立帆[4]提出解决下向穿层钻孔岩层富水影响抽采 的区域封水方案。这些研究取得了重要成果，排水 排渣均是通过孔内套管将积水排出，在朱集东煤矿 应用时，受钻孔套管抽采范围内的排水能力限制及 打钻用水通过裂隙的二次补充影响，抽采效果有所 改善， 但持续时间短， 难以达到预期效果， 尚不能集 中高效地解决积水大时的排水问题。在不断总结现 场经验的基础上，探索出“以大孔径立井集中排水 为主， 以钻孔分组排水为辅” 的技术思路， 创新提出 大孔径立井集中排水技术和工艺并在朱集东煤矿实 践创新，考察排水参数及抽采效果，集中高效集地 解决钻孔积水大时的排水问题。 1大孔径立井集中排水钻孔工艺 综合考虑现场施工条件，在钻场内垂直向下施 工 1 个孔径 φ300 mm 的立井，孔深一般为 20～25 m。 为保证钻孔施工期间岩粉得到有效沉淀， 立井一 般穿过 11-2 煤底板 5 m。 先采用 φ103 mm 钻头开孔施工至穿过 11-2 煤 底板 5 m 止， 再依次使用 φ133 mm、 φ153 mm、 φ197 mm、 φ246 mm、 φ300 mm 钻头进行扩孔。 为防止压风对孔壁的破坏,降低排水阻力， 在立 井施工结束后， 全程下 φ200 mm 焊管护孔， 管与管 之间通过丝扣连接上紧，孔口上端 10 m 实管采用 特制双囊袋两堵一注带压注 KWFK-1 型久米纳矿 用无机封孔材料进行固孔；封孔段以下筛管均匀布 置 φ20 mm 的花眼，用于收集封孔段以下的裂隙水 和补充水。孔口安设 φ100 mm 排水三通和闸阀， 一 端接入抽采管路，保证立井内的瓦斯不外溢；另一 端引入排水池。 在 φ200 mm 套管内全程下 φ25 mm 吹水铁管 至孔底， 并与孔口 φ200 mm 法兰盘连接， 在立井内 形成密闭空间。 吹水铁管上端 φ25 mm 焊管与 φ108 mm压风管连接。大孔径排水立井示意图如图1。 2立井集中排水理论 2.1立井集中排水原理及方法 钻孔封孔段以下的积水及打钻补充水在瓦斯压 力的作用下， 通过裂隙进入到立井内储存， 使得立井 水位不断上升，通过万用表和可导电的带长度标签 的测绳测量水位， 水位一般在 15～22 m。 根据压风排水机理，压风产生的动力要克服立 井内排水管水渣的重力和能量损失，即可将立井内 的积水积渣排出井口。 通过井下压风管路将压风从 φ25 mm 吹水铁管 压入立井底， 关闭 φ100 mm 排水管闸阀， 使立井内 压力升高，通过多次加压，在高压风流和水流的共 同作用下， 进一步导通穿层孔周围裂隙， 使砂岩裂隙 水及穿层钻孔积水通过导通裂隙进入到立井内。同 时孔内的水和渣的动能不断提高，直至孔内压力能 大于水和渣的位能，将渗入立井内的水和渣通过大 134 ChaoXing Vol.51No.3 Mar. 2020 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 3 期 2020 年 3 月 孔径立井集中排出孔外，从而使得下向钻孔内的积 水不经过钻孔，而直接通过立井一次性集中高效地 排出。 当立井内的积水排出孔外一段时间后，下向钻 孔内的积水再次逐渐进入到立井内，此时的立井相 当于储水井，当达到一定水位后通过立井再次集中 排水， 从而实现循环集中快速排水。 为防止钻孔孔底发生堵塞情况，在立井集中排 水后，再分组对钻孔进行排水，确保孔内套管瓦斯 抽采通道畅通。 2.2立井集中排水最小压力的确定 在排水井套管的缓变截面上，流体通过压风获 得的能量， 设单位质量的流体获得的能量为 H， 进口 截面为 1-1， 出口截面为 2-2， 从截面 1 至截面 2 单 位质量流体平均的机械能损失为 hf，则实际流体总 流的伯努利方程为 z1 p1 ρg a1v1 2 2g Hz2 p2 ρg a2v2 2 2g hf（1） 式中 z1、 z2分别为截面 1 和截面 2 的单位质量 流体的位能， m； p1、 p2分别为截面 1 和截面 2 的单 位质量流体的压力， Pa； ρ 为流体密度， kg/m3； g 为重 力加速度, 取 9.8 N/kg； α1、 α2为动能修正系数； ν1、 ν2 分别为截面 1 和截面 2 的单位质量流体的平均速 度， m/s。 在实际应用时，因立井套管的直径较压风管的 大得多， 故流速很小， 动能和阻力损失可忽略。简化 后，对于单位质量流体，只要使压风所产生的压力 能足以克服立井内水渣的位能，就可以将立井内的 积水排出。因此， 简化伯努利方程后得出 p≥0.01Hmax（2） 式中 p 为压风气在密封立井内所形成的压力； Hmax为立井的最大垂直深度。 3现场试验应用 1161 （1 ） 运输巷与 1161 （1 ）运输巷顶板巷内错 平距 25 m，顶板巷距 11-2 煤层顶板 15～24.5 m， 11-2 煤平均煤厚 0.8～1.2 m， 属于薄煤层， 煤层倾角 1～3； 煤层透气性系数为 0.762 m2/ （MPa2 d） ， 实测 11-2 煤原始瓦斯含量最大为 4.39 m3/t， 最大瓦斯压 力 0.82 MPa； 煤层顶板富含砂岩裂隙水。试验单元 1、 2钻场为采取穿层孔条带预抽煤巷瓦斯， 单元长 度 110 m， 终孔点按 7 m7 m （轴向方向轴垂线方 向） 布置，每个钻场设计 8 组每组 7 个钻孔，共计 112 个钻孔，钻孔控制巷道轮廓线外两侧 15 m， 最 远的钻孔终孔点距离大孔径立井水平距离 55 m， 试 验单元钻孔设计平面布置图如图 2。 采用 “先短孔、 后长孔注浆技术”[3]封堵封孔段 的围岩裂隙。使用压力水排渣钻进， 选用 φ103 mm 开闭钻头开孔施工至终孔。采取跟管钻进下套管工 艺，先将 φ12 mm 聚乙烯束管穿入 φ32 mm PVC 套 管内， 过煤段为花管眼， 与 φ32 mm PVC 套管同步从 钻杆内全程下至捣开孔底钻头。封孔段 20 m 采用 双囊带两堵一注带压注浆技术，保证封孔段严密。 每个钻场内的钻孔采用分组并联合茬工艺，通过闸 阀控制依次分组打开与束管相连的压风对钻孔进行 排水排渣。 1161 （1 ） 运输巷顶板距 11-2 煤层底板的距离最 大为 26 m， 即立井的最大垂直距离为 31 m， 因此压 风所产生的压力不得小于 0.31 MPa。矿井下压缩空 气压力一般在 0.5～0.8 MPa， 试验单元压风压力控制 在 0.6 MPa 左右。 4抽采效果 4.1排水量和排水时间 利用大孔径立井集中排水工艺，大大提高排水 量， 减少孔底积水， 有效地提高了抽采效果。集中排 水立井深度约 25 m，有效直径 300 mm，单井体积 1.76 m3。按积水深度约 20 m 计算， 集中排水孔可一 次性排出水量约 1.41 m3， 一次性排出的水量相当于 35 个下向抽采钻孔的有效体积。 试验单元第 1 周每天排水 9 次，水位在钻场底 板向下 5～8 m，平均日排出水量共计 2.83 m3；第 2 周每天排水 6 次， 水位在底板向下 14 m 左右， 平均 日排出水量共计 1.36 m3；第 3 周每天排水 3 次， 水 图 2试验单元钻孔设计平面布置图 Fig.2Plane layout of borehole design for test unit 135 ChaoXing 第 51 卷第 3 期 2020 年 3 月 Safety in Coal Mines Vol.51No.3 Mar. 2020 图 3排水量考察图 Fig.3Investigation of drainage effect 图 4试验单元抽采浓度和百孔抽采纯量曲线图 Fig.4Unit gas drainage concentration and 100-hole drainage purity curve 位均在底板向下 20 m 左右，平均日排出水量共计 0.62 m3； 第 4 周每天排水 1 次， 平均日排出水量共 计 0.10 m3。排水量考察图如图 3。 通过分析，立井的排水量随着时间增加呈迅速 减少趋势，前 15 d 积水量较大，每次排水时间 20 min， 第 15 d 后， 每次排水时间小于 3 min， 只有少量 的积水汇集在煤层底板以下，钻孔内的瓦斯从钻孔 及钻孔周围裂隙中得到释放，抽采通道畅通，从而 保持瓦斯得以连续地抽采。 4.2抽采浓度和抽采纯量 对试验单元钻孔抽采浓度和抽采纯量进行考察 分析 在集中排水 15 d 内， 孔内大量的积水封堵瓦 斯流通通道， 造成瓦斯抽不出来； 在集中排水第 15 d 后， 孔内水位基本上下降到煤层底板以下， 大量的瓦斯 得到有效的抽采， 抽采浓度和抽采纯量迅速增加。 试验 单元抽采浓度和百孔抽采纯量曲线图如图 4。 采用分组排水法时，由于积水通过裂隙补给进 入到孔内，无法将孔内积水长期全部排出，造成孔 内瓦斯流通通道被水封住，影响单元抽采效果。虽 然分组排水后抽采浓度可以提高到 20左右， 但是 排水后的保持时间不足 20 min， 使单元抽采期间平 均浓度 4.2， 平均百孔抽采纯量 0.05 m3/min。 采用立井集中排水技术， 从第 15 d 开始， 单元 抽采浓度迅速增加到 12.5～32.1， 平均浓度17.6， 百孔抽采纯量 0.11～0.27 m3/min， 平均抽采纯量 0.16 m3/min。试验单元连续抽采 100 d， 高效抽采时间在 76 d 以上， 占抽采时间的 76。与之前多孔并联分 组排水相比， 百孔抽采纯量提高了 3.2 倍， 平均瓦斯 抽采浓度提高了 4.5 倍， 大大提高了抽采效果， 加快 了评价进度。 一般顶板巷设计 12～15 个评价单元，采用多孔 并联集中排水方式，若要保证平常的抽采效果， 每 班至少需要安排 3 人不间断吹水， 劳动量大， 效果不 明显。 采取立井集中排水工艺后， 1 条顶板巷每班安 排 1 人即可完成吹水排水工作， 且操作简单， 排水后 抽采效果明显， 实现集中化、 高效化。 5结论 1） 大孔径立井集中排水的技术， 集中高效地解 决下向钻孔内水大时的集中排水难题，在低透气性 薄煤层试验后，评价单元平均瓦斯抽采浓度提高到 17.6，百孔抽采纯量大于 0.10 m3/min 的时间持续 了 60 d 以上， 能够显著提高并保持了下向穿层钻孔 的抽采效果。 2） 立井集中排水一般在 15 d 后， 可以将下向钻 孔内的水位降到预抽煤层底板以下，从而达到长期 集中高效排水的目的。 3 ） 根据顶板巷实际情况， 综合确定大孔径立井排 水钻孔的直径为 200～300 mm， 间距为 40～50 m， 钻孔 深度以 20～30 m 为宜， 一般穿透预抽煤层底板 2～5 m。 参考文献 ［1］ 程远平， 付建华， 俞启香.中国煤矿瓦斯抽采技术的发 展 ［J］ .采矿与安全工程学报， 2009， 26 （2） 127-139. ［2］ 袁亮.卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体 系 ［J］ .煤炭学报， 2009， 34 （1） 1-8. ［3］ 王亮， 陈大鹏， 郭品坤， 等.深部煤层渗透特征及首采 关键层卸压改造技术 ［J］ .煤炭科学技术， 2017， 45 （6） 17-23. ［4］ 戎立帆， 柏发松， 车志飞.下向穿层瓦斯抽采钻孔新型 封孔方法及应用 ［J］ .中国安全生产科学技术， 2014 （8） 64-68. （下转第 143 页） 136 ChaoXing Vol.51No.3 Mar. 2020 Safety in Coal Mines 第 51 卷第 3 期 2020 年 3 月 动现象，整体上随注氮强度增加而增大。注氮强度 在 250 m3/h 左右时，氮气平均扩散半径为 6.19 m； 注氮强度 400～500 m3/h 时，氮气平均扩散半径为 8.88 m； 当注氮强度超过 600 m3/h 时， 氮气平均扩散 半径为 12.4 m。因此乌东煤矿开始注氮的位置一般 位于架后 15 m 左右， 是较为合理的。 5 ） 在注氮流量处在 250～600 m3/h 范围时， 采空 区注氮管路的平均间距应为 17.7 m 左右， 故采取连 续注氮防火时，乌东煤矿450 mB36工作面采空区 的注氮管路埋设间距是较为合理的，而对于450 mB12工作面， 采空区的注氮管路埋设间距则偏大。 参考文献 ［1］ 师吉林， 赵凯， 赵斌， 等.近直立煤层短壁综放工作面 采空区注氮流量与自燃 “三带” 分布关系 ［J］ .煤矿安 全， 2019， 50 （3） 196-199. ［2］ 郝长胜， 徐仁， 尹旭， 等.综放面采空区开放式注氮防 灭火技术研究 ［J］ 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