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地面钻井抽采卸压瓦斯的试验研究 葛春贵 1 ,王海锋 2 ,程远平 2 ,宋庆尧 1 1. 淮北矿业集团公司,安徽 淮北234113; 2.中国矿业大学 安全工程学院,江苏 徐州221008 摘 要为缩短瓦斯抽采工程工期、 降低瓦斯治理成本,高效抽采上被保护层的卸压瓦斯,在淮北芦 岭煤矿开展了地面钻井抽采卸压瓦斯的工程应用试验研究。论述了地面钻井抽采卸压瓦斯的技术原理 及抽采卸压瓦斯的地面钻井基本结构。根据试验结果,地面钻井共抽采10个月,累计抽采瓦斯量 2. 484 Mm 3。 瓦斯抽采分为增长期、 产气高峰期和衰减期 3个阶段,其中,产气高峰期历时4个月,瓦斯抽 采浓度为60～90 ,平均抽采量达10. 6 m 3 /min。配合其他抽采措施,对应中组煤的瓦斯抽采率达 70. 6 ,残余瓦斯含量降为5. 2 m 3 /t,残余瓦斯压力降为0. 53 MPa,消除了中组煤的突出危险性。最后 对地面钻井卸压瓦斯抽采效果的影响因素进行了分析。 关键词地面钻井;卸压瓦斯;瓦斯抽采;影响因素 中图分类号 TD712 . 62 文献标志码 A 文章编号 1008 - 4495 2010 02 - 0004 - 03 收稿日期 2009 - 04 - 20; 2010 - 01 - 03修订 基金项目国家自然科学基金项目50674089 ;国家重点 基础研究计划973计划项目2005CB221503 ;国家自然科 学基金重点项目70533050 作者简介葛春贵1965 , 男,安徽怀远人,硕士研究 生,现任淮北矿业集团总工程师。 我国的突出煤层透气性普遍较低,透气性系数 大多低于0. 1 m 2 / MPa 2 d ,属于难以抽采煤层 [1 ]。 为提高煤层瓦斯抽采效果,消除突出煤层的危险性, 实现突出煤层的安全高效开采,必须在煤层瓦斯抽 采过程中采取相应的煤层增透措施。采用保护层开 采技术,可使被保护煤层卸压,煤层透气性增加,被 保护煤层瓦斯具备流动条件,再配合卸压瓦斯抽采 工程,便可实现突出煤层瓦斯的高效抽采 [2 - 3 ]。在 保护层开采过程中,常见的被保护层卸压瓦斯抽采 方式为高抽巷、 顶底板岩巷网格式穿层钻孔抽采。 从抽采实践来看,抽采效果较好,但抽采工程量大, 施工工期长,费用高 [4 ]。为此 ,试验研究了地面钻井 抽采被保护层卸压瓦斯方法。 1 地面钻井卸压瓦斯抽采原理 地面钻井只适用于对上被保护层的瓦斯抽采, 而不适用于下被保护层的瓦斯抽采 [5 ]。保护层开采 后,顶底板煤岩层发生移动变形,应力场和裂隙场重 新分布。顶底板内裂隙发育,地应力下降,但随着向 顶底板深部的延伸,其影响作用逐渐减小。根据裂 隙的发育特征,将顶板煤岩层从下至上分为垮落带、 断裂带和弯曲带 [6]。处于垮落带内的煤层由于开采 条件受到破坏无法开采。处于断裂带和弯曲带内的 突出煤层能够获得良好的卸压增透效果,在保护层 的保护范围内,突出煤层地应力降低、 裂隙发育,煤 层瓦斯具有良好的卸压流动条件。地面钻井抽采卸 压瓦斯原理如图1所示,在煤层瓦斯压力及抽采负 压的作用下,被保护层内的卸压瓦斯经煤层裂隙及 岩层裂隙向地面钻井流动,通过钻井抽出,其抽采半 径可达100～150 m。通过地面钻井的抽采,被保护 层煤层瓦斯含量下降,进而彻底消除突出煤层的危 险性,实现突出煤层的安全高效回采。 图1 地面钻井抽采卸压瓦斯原理图 2 地面钻井的布置及施工 2. 1 工作面概况 淮北芦岭煤矿为双突矿井,建矿以来共发生多 次煤与瓦斯突出事故。保护层试验工作面 4 2010年4月 矿业安全与环保 第37卷第2期 Ⅱ1048工作面位于 Ⅱ104采区西翼,工作面上限标 高- 548～- 570 m,下限标高- 566～- 582 m,工作 面走向长310 m,开切眼面长220 m,收作线面长 100 m,倾角5 ～7,煤层厚度2. 3～2. 6 m。煤层顶 板以中粒砂岩为主,工作面及地面钻井布置如图2 所示。对应的中组煤上被保护层8煤、9煤层瓦斯压 力为3. 2 MPa,瓦斯含量为18. 2 m 3 /t,地面钻井抽采 的中组煤总厚度达13 m,煤层瓦斯储量丰富。 图2 保护层工作面及地面钻井位置示意图 2. 2 地面钻井的设计及施工 根据保护层工作面的开采位置,设计地面钻井 平面坐标为X371 278, Y39 514 959 ,钻井深度 为587 m。地面钻井结构如图3所示,一般分为 3段第1段为表土段,钻井穿过表土进入坚硬基岩, 下套管,进行表土段固井;第2段为基岩段,钻井钻 进至目标层卸压瓦斯抽采煤层或煤层群顶板 20～40 m,下套管,进行基岩段固井套管长度为 第1段与第2段之和,固井至地面 ; 第3段为目标 段,钻井钻进至保护层顶板5～10 m 取决于保护层 开采高度 , 下筛孔管,不固井。钻井结束后对其进 行测斜、 测井、 洗井等工作,并对钻井口进行处理。 图3 地面钻井结构示意图 2. 2. 1 表土段 第四系表土层采用 Φ311 mm牙轮钻头钻进至 基岩,钻井深度为256. 09 m,并取芯验证后,安设 Φ273 mm9 mm护壁套管,套管丝扣连接,并外焊 2～3块50 mm300 mm6 mm钢板,以防止地层采 动后套管于丝扣处断脱。套管与井壁外环间隙用 42. 5 硅酸盐高强水泥进行全井封闭 ,直至井口返出纯 水泥浆,共用水泥10 t、 三乙醇胺50 kg、 食盐50 kg。 2. 2. 2 基岩段 基岩部分原设计 Φ273 mm钻头钻进至7煤顶 板5. 5 m,即462. 5 m。施工中通过取芯验证, 7煤顶 板为29 m厚的泥岩和粉砂岩,托不住 Φ177. 8 mm 套管,最后将Φ216 mm的孔深改为436. 28 m,全井 安设 Φ177. 8 mm9. 17 mm石油地质套管 ,材质 为N80,套管外接箍丝扣 连接。套管与井 壁及 Φ273 mm管内壁的环状间隙全部用42. 5硅酸盐高 强水泥浆进行封闭,直至井口返出纯水泥浆,共用水 泥12. 0 t,加入三乙醇胺6 kg、 食盐60 kg。 2. 2. 3 目标段 筛孔管层段用 Φ152 mm钻头钻进至10煤层顶 板4. 5 m,即574. 65 m。安设 Φ139. 7 mm9. 17 mm 筛孔管,总长142. 16 m。 3 瓦斯抽采效果考察及分析 3. 1 地面钻井抽采卸压瓦斯变化规律 地面钻井瓦斯抽采始于1月21日,截至12月 8日,历 时 近10个 月,累 计 抽 采 纯 甲 烷 量 为 248. 4万m 3。 地面钻井瓦斯抽采浓度及抽采流量 的变化情况见图4。 图4 地面钻井瓦斯抽采流量和浓度随时间的变化关系 由图4知,地面钻井瓦斯抽采可分为3个阶段 第1阶段为瓦斯抽采增长期,共计15 d 前 15天 , 工作面2月6日过钻井。开始抽采时工作 面距钻井尚有18 m,当时发现井口已有漏气声响,随 即进行负压抽采。第1阶段共产气20. 04万m 3 ,该 阶段平均日产3 360 m 3 ,抽采负压16～18 kPa,瓦斯 5 2010年4月 矿业安全与环保 第37卷第2期 浓度由开始时36逐步上升到84. 8 ,混 合 流 量 17. 6～21 m 3 /min,抽采纯甲烷流量从7. 5 m 3 /min上 升到18 m 3 /min,出现第1次产气高峰, 2月5日当天 产气25 771. 7 m 3 ,初步显现出保护层开采的煤层瓦 斯卸压效果。 第2阶段为产气高峰期,自2月6日至5月30日, 历时约4个月,共计118 d第16天133天 , 月产甲 烷气量40万 ～55万m 3 ,累计产气量180. 15万m 3 ,平 均抽采流量 为10. 6 m 3 /min,平 均 日产 甲 烷 量 15 267 m 3。 期间共出现 4次产气高峰,其中5月 9日 19日为最大一次产气高峰,最大抽采流量为 32. 2 m 3 /min,累计产气量33. 52万m 3 ,平均日产量 达30 474 m 3 ,最高一天第117天 , 日产气量曾达 到46 656 m 3 ,出现在工作面采过钻井120 m的位 置,工作面于5月31日收作。 第3阶段为瓦斯抽采衰减期,自6月1日至 11月8日第134天 246天 , 为工作面收作后的 产气阶段,日产气量随抽采时间的延长而逐步衰减, 混合气浓度逐渐降低。衰减期历时5个多月共计 158 d ,累计产气量46. 95万m 3 ,平均日产气量 2 972 m 3 ,又可分为2个小阶段 ①6月1日 8月14日共73 d ,产气量缓慢 下降,至8月14日累计产气37. 75万m 3 ,平均日产 气量5 171 m 3 , 8月13, 14日两天日产气量还达到 3 600～4 320 m 3 ,但在15日 18日停止抽采后再恢 复时,产气量大幅下降。 ②8月19日 11月8日共81 d为产气量大 幅下降阶段,该阶段累计产气9. 2万m 3 ,平均日产 气量仅1 136 m 3 ,关井前的11月8日产气量仅有 576 m 3 ,混合气流量减至2 m 3 /min,甲烷浓度仅 20. 46 ,日产气量已减至1 000 m 3 以下,抽采浓度 达不到利用标准,为此关井停止抽采。 3. 2 地面钻井瓦斯抽采的影响因素 3. 2. 1 工作面推进速度对抽采量的影响 钻井抽采量与工作面推进速度、 开采面积成正比 例关系,推进速度快,保护层开采面积大,则上覆中组 煤卸压范围大,卸压瓦斯量也相应较大,可抽瓦斯量 就大。如2月份工作面推进了40. 5 m,回采面积 7 220 m 2 ,当月抽采量达到52. 6万m 3 ; 5月份工作面 推进了86 m,回采面积7 880 m 2 ,该月钻井抽采量达 到55. 2万m 3。单位面积产气量为 69. 3～75. 6 m 3 /m 2 , 单位煤炭产量产气量为24. 2～26. 4 m 3 /t。 3. 2. 2 老顶周期断裂垮落对钻井抽采量的影响 工作面周期性来压,老顶周期性断裂,导致上覆 岩层周期性产生裂隙,造成钻井抽采出现周期性产 气高峰。据统计,共出现5次产气高峰,但高峰产气 量大小不一,高峰产气时间间隔约1个月。最大产气 量出现在5月15日,瓦斯抽采流量达32. 2 m 3 /min, 当天产气量为46 363 m 3 ,出现在工作面推过钻孔 120 m处。 3. 2. 3 工作面断裂构造对瓦斯抽采量的影响 工作面内断裂构造是沟通中组煤卸压瓦斯的通 道,当工作面通过断裂构造前后时,卸压瓦斯经构造 裂隙沟通采动裂隙,从而使卸压瓦斯流入钻井,抽采 量增大。如3月受构造影响,工作面过断裂构造,推 进速度减慢,月进度仅为28～33 m,面积5 462 m 2 , 但由于断裂沟通卸压瓦斯,钻井抽采量仍然较大,达 到41万m 3。 3. 2. 4 钻井与工作面相对位置对抽采量的影响 当工作面位置在钻井前方时,处于开始抽采阶 段,抽采量偏小。钻孔开始抽采时工作面位于钻井 前方18 m,开始抽采后到采至钻井位置, 10 d抽采 瓦斯11. 7万m 3。当工作面采过钻井以后 ,连续抽 采4个月,月产气量均在40万 ～55万m 3 ,抽采至工 作面收作时,采面已距钻井178 m,但钻井抽采量仍 达到55万m 3 /月。 3. 2. 5 抽采负压对瓦斯抽采量的影响 地面钻井抽采负压在开始抽采期及正常抽采期 大约在12～18 kPa,一直保持到7月10日左右, 7月 10日以后负压为5～6 kPa,正常抽采期负压值为衰 减期负压的2～3倍,这是由于正常抽采期卸压瓦斯 量充足,瓦斯抽采浓度高,抽采负压较高。而在衰减 期,卸压瓦斯量供应不充足,瓦斯浓度较低,必须降 低负压,用低负压进行抽采,以避免高负压使大量空 气进入煤层,引起煤炭自然发火。为防意外,还应定 期采样,测定CO含量,以便及时采取措施。 3. 3 中组煤瓦斯抽采率 Ⅱ1048工作面开采过程中,采取了地面钻井和 井下底板岩巷穿层钻孔2种方式抽采中组煤卸压瓦 斯,地面钻井共抽采248. 4万m 3 ,井下底板岩巷穿 层钻孔共抽采278. 4万m 3 ,合计抽采卸压瓦斯 526. 8万m 3。 根据 Ⅱ1048工作面的开采面积和卸压 角确 定 出,保 护 范 围 内 中 组 煤 瓦 斯 储 量 为 745. 9万m 3 ,则中组煤的瓦斯抽采率为70. 6 ,残 余瓦斯含量降为5. 2 m 3 /t,残余瓦斯压力降为 0. 53 MPa,彻底消除了中组煤8煤、9煤层突出危险 性,突出煤层具备了安全高效开采的条件。 4 结论 1 在上被保护层为多个煤层、 煤层瓦斯储量大 下转第10页 6 2010年4月 矿业安全与环保 第37卷第2期 主要突水含水层。 表2 F检验结果统计 类别类间F值 F0.05 B与A14.53.48 C与A61.83.18 C与B21.23.48 D与A9.13.63 D与B6.34.53 D与C19.03.84 2 回判检验。将已知样本代入已建立的判别 方程,按各母体的后验概率重新归类。如果重新归 类结果与已知类别的符合率很高,则判别函数的效 果就好。对参加建立判别函数的24个水样进行回 判检验重新分类,有1个错判,正确率达95. 8。对 应于砂岩水,选取的建立判别函数的3个水样中,有 2个被正确判为该类,占66. 7 ,有1个编号 25 被错判为采空区水类,占33. 3。其余各类均判断 正确,正确率达100。 3 样品检验。4个检验样品的判别结果见表3。 将4个检验样品的Ca 2 ,Mg 2 , SO 2 - 4 的实际浓度值 分别代入所建立的判别函数,所得的函数值如表3 中所示。根据归类原则,检验样品4, 15, 18, 28分别 归属于底含水、 采空区水、 四灰水、 砂岩水,与原属类 别一致,正确率达100。由此可见,判别效果很好, 可以利用判别函数对未知水样进行判别。 表3 检验样品的判别结果 编号原属类别 YAYBYCYD判别归属 4底含水9. 6- 2. 8- 17. 8- 7. 7底含水 15采空区水- 2. 17. 2- 3. 8- 2. 0采空区水 18四灰水- 4. 025. 038. 822. 3四灰水 28砂岩水0. 35. 3- 4. 65. 5砂岩水 4 结论 依据来自于矿区4个主要可能的突水水源的 28个水样的常规离子含量,建立了矿区突水水源判 别模型,经检验效果较好,对矿区的防治水工作具有 重要意义。然而,在实际生产中出水水源并不是某 个单一的含水层,常常会出现混合水,并且其水化学 特征随着煤矿的开采会发生一定的变化,使得矿井 水文地质工作难度加大,因此应定期取水样分析,并 根据水文地质条件、 出水特点、 出水量大小等因素综 合考虑,掌握动态变化趋势,找出混合水源,及时提 出正确的治理方案和预防措施,确保安全生产,以使 矿井水害降到最低限度。 参考文献 [1 ]许福美.田螺形矿井地下水化学特征分析与应用[J ]. 西部探矿工程, 20055 69 - 71. 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[6 ]钱鸣高,刘听成.矿山压力及其控制[M ].北京煤炭工 业出版社, 1984. 责任编辑吕晋英 01 2010年4月 矿业安全与环保 第37卷第2期 Vol . 37 No. 22010 M I N I NG SAFETY for this purpose, a long - distance transmission function module for the environmental data was thus designed and realized, so the persons both in the surface command center and under2 ground base can make correct decisions according to the environmental data real - timely trans mitted from the scene of the accident so as to ensure the safety of distress persons and rescue personnel; at the same time, the mat2 ing use of the long - distance real - time transmission of environmental data with the dormant and awakening function can avoid the direct investigation of the accident and reduce casualties in the second rescue. Analysis on Deation and Fracturing Factors of Surface Gas Drainage Holes and Preventive Measures 79-The rock strata over the stope will have a greatmovement and bed separation during the extraction of coal seam, and thisoften leads to the damage and deation of the surface gas drainage boreholes .The deation of the surface gas boring casing is not only related to the geological andmechanicalproperties such as the litholog2 ic characters and thickness of the overburden rock of the stope, but also to the stope dimensions, roof control , extraction velocity and so on. This paper gave a symmetric analysis on these factors and put forward the preventive measures against the deation of surface gas boring casing .