回采工作忙水力超前卸压防突技术.pdf

2 0 0 7年第 2 期 能 源 技 术 与 管 理 3 5 回采工作面水力超前卸压防突技术 赵从 国 徐州矿务集 团， 江苏 徐州 2 2 1 0 0 6 【 摘 要] 针对回采工作 面常规 防突措施失效的现状 ， 提供 了全新的、 成套的工作面超前水力 卸 压防 突技 术的理 论 、 工艺 、 方法和 效果检 验手 段 。通过 水 力挤 压使 煤 壁位 移 ． 扩展 卸压带长度， 有效释放瓦斯， 消除了工作面煤与瓦斯突出的隐患， 取得了显著的经济 效益 和社 会效益 。 [ 关键词 ] 工作面 ； 水力超前卸压； 煤与瓦斯 突出 [ 中图分类号]T D7 1 3 [ 文献标识码 ]B [ 文章编号】1 6 7 2 - 9 9 4 3 2 0 0 7 0 2 0 3 5 3 O 引 言 2 水 力超前卸压 防治 瓦斯突 出机理 煤与瓦斯突出是严重威胁煤矿安全生产 的一 种极其复杂的动力灾害现象 ．突出时强大的冲击 气浪及可能引起的爆炸， 常导致矿毁人亡 。 目前国 内外采用的防突技术措施 ． 取得了较好的效果。 但 是 ．随着矿井开采深度的增大， 现用技术仍存在 这样那样的问题 ，一些大型突出事故仍未得到有 效控制。 张集矿 7 3 5 3综采 工作面的瓦斯突出即属此 类情况。该面按照 防突细则 执行“ 四位一体” 防 突措施 ． 同时还采取了煤层浅孑 L 注水 、 松动爆破等 技术，但在 4 2 d内共发生 l 2次煤与瓦斯异常现 象 ， 其中最后一次突出抛出煤量 1 4 7 I l l 、 喷出瓦斯 1 2 3 6 8 I l l ， 严重威胁到矿井的安全生产 。因此， 进 行新的防突措施水力超前卸压技术研究非常 必要 1 7 3 5 3工作面概 况 7 3 5 3工作面埋深 6 5 2 9 9 I l l 。 走向长 3 1 7 I l l ， 倾 斜长 1 5 2 I l l ， 煤厚 3 ． 1 4 I l l ， 煤层倾角 8 - 2 6 。 ， 平均 l 3 。 ． 煤层为山西组 7煤 ， 顶板为泥质粉砂岩 、 底板 为中细砂岩。受沉积相影响该工作面煤层厚度及 煤层结构变化较大 ， 煤厚 1 ． 5 ～ 5 ． 8 I l l ， 煤层结构不 稳定 ． 小断层较为发育。 煤质松软 ， 煤层透气性差 ， 瓦斯赋存不均。 工作面风量 l 3 5 0 ～ l 4 0 0 m 3 ／ m i n ． 绝对瓦斯涌 出量为2 ． 8 4 ． - -5 A m 3／ m i n ． 相对瓦斯涌出量为 l 1 5 2 m3／ t ， 该面采用顺层 长钻孑 L 和钻场高位钻孔抽放瓦斯 ， 泵站的抽放混合瓦斯流量为 l 0 ～ 1 2 m 3 ／ m i n ，抽放 浓度为 4 ％～ l 0 ％。 水力超前卸压就是通过钻孑 L 向工作面煤壁前 方的集中应力带注高压水 ，使之增裂 、挤出并卸 压， 致使煤壁前方地应力重新分布， 集中应力 峰 带移向深部 、 导致卸压 安全 带长度增大， 以减少 瓦斯压力梯度 ，减少煤与瓦斯突出的可能性或降 低煤与瓦斯突出的强度 ， 从而实现防突。 3 水力卸压防突技术方案的确定 3 ． 1 水力超前卸压防突技术参数及其取值范围 根据前苏联煤炭工业部和前苏联 国家矿山技 术监察局 苏联煤、 岩和瓦斯突出危险层安全开采 细则 1 9 8 9版 ，水力挤出防突技术参数及其取 值范围为 1 钻孑 L 长度 Z 。 l 6． 5 ～9 ． 5 I l l 2 封孑 L 器前端至煤壁的距离 f ， 。 仁 6 ～ 9 I l l ， 取 仁Z 一 0 ． 5 m 3 钻孑 L 间距 口 。 1 ． 0 - 1 ． 8 f r 。且 4 I l l ≤口 ≤1 0 I l l 4 允许割煤深度 。 ≤Z 一 3 ． 5 安全超前距 ， I l l 5 最大注水压力 。 P 舭I0 ． 0 7 5 7 ／ ／MP a 式 中， y为覆岩容重 ， 取 y 2 ． 5 t ／ m ／ g ； ／／为开 采深度 ． I l l 。 6 最终注水压力。 3 ． 0 MPa 7 单孑 L 注水流量 。 p 2 ． 5 M L ／ rai n 维普资讯 赵从国 回采工作面水力超前卸压防突技术 2 0 0 7年第 2期 式中． 为煤层厚度 ． m。 8 注水时间 t 。 t 3 0 。 6 0 mi n 9 单孑 L 注水量 q 。 q t x Q i 3 I 2水力卸压防突技术参数的理论确定 1 钻孑 L 长度 Z 。从水力超前卸压防突技术原 理角度 ， 钻孑 L 长度 f 不得低于 6 ． 0 m， 且尽可能长， 但是． 从前期试验看 ． 由于软煤层拔封孑 L 器时阻力 较大， 深度太深 ， 会无法拔 出封孑 L 器 ， 因此 ， 钻孑 L 长 度确定为 6 ． 5 m。 2 封孑 L 器前端至煤壁的距离 Z ， 。取 l r l 一 0 ． 5 6． 0 m。 3 钻孑 L 间距 口 。从卸压防突效果看， 间距越 小越好 ． 但从经济方面考虑 ， 间距尽可能大 ， 根据 苏联细则 ， 0 1 ． 0 ～ 1 ． 8 Z ， 且 4 m≤口 ≤1 0 m，即 口 6 ． 5 ～ 1 0 ． 8 m， 因此 ， 具体取何值 ． 应通过试验确定。 4 最大注水压力 。P 眦 0 ． 0 7 5 x 2 ． 5 x 6 9 9 9 ． 8 1 3 ． 4 M P a 。 5 最终注水压力 P 3 ． 0 M P a 。 6 允许割煤深度 l b 41 3 ． 5 安全超前距 3 ． 0 m 。 7 单孔注水流量 Q i 2 ． 5 M 1 5 ～ 6 0 L ／ mi n 。 8 注水时间 t 3 0 ～ 6 0 ra i n ， 视煤壁挂 “ 汗” 及 基点位移是否大于 l ％而定。 9 单孑 L 注水量 q t x Q F 0 ． 8 ～ 3 ． 3 m 。 1 0 同时注水孑 L 数 N 3 ；工作面注水孑 L 数 n L／ a 21 。 3 ． 3供水 系统的选 择 根据单孑 L 最大注水流量 6 0 L ／ m i n ．同时注水 3个孑 L ， 考虑漏水系数 ， 选用 WR B 2 0 0 ／ 3 1 ． 5型乳化 液 泵 2台 ． 一用 一备 ， 额定 流量 2 0 0 L ／ m i n 、 额 定压 力 3 1 ． 5 M P a 4 水力超前卸压防突技术工艺 4 ． 1 钻 孔 钻孑 L 沿工作面煤壁布置 ．钻孑 L 布置在能保证 封孑 L 质量完好的硬煤分层中。 距工作面底板 0 ． 5 m 左右 ， 每孑 L 间距 7 9 m， 孑 L 深 6 5 m， 钻孑 L 直径 4 2 mm， 打钻使用 MZ 一 1 2型普通煤 电钻及 1 m长可接麻 花 钻杆 。 4 ． 2封孔 采用 自动水力膨胀式封孑 L 器封孑 L 。耐压不低 于 2 0 MP a ． 其正常外径 4 0 m m． 膨胀后 6 0 m m左 右 ， 膨胀段长度 4 m， 封孑 L 器前端至煤壁的距离 Z ， 为 6 m。 封孑 L 器前端装有定压逆止 阀， 压力水进入 封孔器芯管后．当水压未超过逆止阀的预定弹簧 压力时． 首先通过芯管孑 L 眼进入胶管 ． 使其膨胀变 形封住钻孑 L ， 待胶管封住孑 L 口后 ， 水压上升 ， 当超 过逆止阀预定的弹簧压力时 ，使打开逆止阀的钻 孑 L 供水 ．停泵卸压后 ，胶管靠 自身弹性力恢复原 状， 即可从钻孑 L 取出。 注水过程中，同时注水的注水段及注水段 以 外 8 m范围的无用孑 L 用 圆锥形木楔包扎海带封 堵 ． 圆锥形木楔长度为 0 ． 5 m， 小头直径为 3 5 m m， 大头 直径 4 5 m m。 4 ． 3注水 注水管路采用 ‘ p 2 5 mm钢丝编织高压水管 ， 注 水 压 力 用量 程 为 0 ～ 6 0 MP a的 压 力 表测 定 ， 注 水流量用高压流量计测定。 最大注水压力 1 3 ．4 MP a ， 最终注水压力 P 3 ． 0 ～ 4 ． 0 MP a ， 同时注水孑 L 数为 3 个 ．单孑 L 注水时间视煤壁位移是否大于 1 ％或发 生水的泄出而定 ， t 3 0 ～ 6 0 m i n ，单孑 L 注水量 q为 1 3 m 。 4 ． 4效检及超前距 采用工作面煤壁移动量法为主 、钻孑 L 瓦斯涌 出初速度变化法为补充的方法进行效果 检验 ， 其 中之一指标未达到要求， 即认为防突措施无效。 采 用煤体挤 出量法校检时 ，煤体挤出量通过测量注 水前后基点与煤壁位移测量点距离确定，用铁锤 将长 4 0 0 m m带尖锥的钢钎楔人煤体后 ，钢钎的 尾部作为测量煤壁位移点 ，测量煤壁位移点设置 在两注水孑 L 的正中间并在两注水孑 L 连线上 ，基点 选在液压支架的适当点。如果达到 以下条件即认 为水力超前卸压有效 ①挤出量不小于0 ．0 1 f ， ； ② 水压降至 ， 工作面发生水的泄出。 5实施效果 1 注水 3 0 ～ 5 0 m i n后 ， 集中应力带内注水点 以外的煤体产生有效的位移和卸压 。工作面全长 范围内的煤壁位移量达到 6 2 1 7 0 m l n ，也就是煤 壁位移量达到 0 ． 0 1 ～ 0 ． 0 3倍封孑 L 深度 ， 工作面前方 的集中应力带煤壁得到有效的卸压。 2 瓦斯涌出初速度变化曲线深移。 从所测数 据可以看 出， 在注水前 ， 孑 L 深为 2 6 m范围内， 瓦 斯涌出初速度从 2 ． 3 l _ ／ m i n递增到 6 ． 9 l _ ／ m i n ， 孑 L 深 大于 6 m后 。 瓦斯涌出初速度由增加转变为减小 ， 说明孑 L 深大于 6 m后便为集中应力带 ．卸压带长 维普资讯 2 0 0 7年第 2期 能 源 技 术 与 管 理 3 7 度 为 6 m； 注水后 ， 孔深在 7 ． 5 IT I 范 围内， 瓦斯涌 出初速度从 1 ． 3 L ／ m i n一直递增到5 ． 6 L ／ m i n ， 且孔 深 6 ． 0 m 以 内，同一 孔深 的瓦斯 涌 出初 速 度 比注 水前小 ．说明高压注水后卸压带长度增至 7 ． 5 m 以上 ． 即说明了水力卸压防突技术的有效性 ， 也说 明了钻孔瓦斯涌出初速度的变化检验法原理的合 理性 。注水前后瓦斯涌出初速度变化曲线如图 1 所示 。 孑 L 深 ／ m 图 1 注水前后瓦斯涌 出初速度变化曲线 3 集 中应力带内注水点以外 的瓦斯得到预 先释放。图 2表示第一次采取超前水力卸压措施 前后工作面回风流瓦斯浓度变化情况 ，细线表示 采 取超前 水 力卸 压措施 当天 2 4 h瓦斯浓 度 变化 ， 粗线表示采取超前水力卸压措施的第二天 2 4 h 瓦斯浓度变化。 不难看出， 采取超前水力卸压措施 O ． 5 0． 4 5 0 ．4 0． 35 蓬0 ． 3 u 0．25 O ．2 O．1 5 O ．1 O． O5 O 时 回 风 流 瓦 斯 浓 度 由 0 ． 2 5 ％一 0 ． 3 5 ％增 加 到 0 ． 3 8 ％ 0 ． 4 8 ％．采取超前水力卸压措施后 回风流 瓦斯浓度则降到 0 ． 1 5 ％ 0 ． 2 8 ％，这说明集中应力 带内注水点以外的瓦斯得到预先释放 ，减少 了生 产时 的瓦斯 涌 出量 。 昌 昌 2 昌 器 导 导 曷 器 g 二 二 鱼 三 昌 昌 2 昌 器 导 导 曷 ●- ●● ●● ● ● ●● ●● ●● ●● ●● ● ● ●● 竺 竺 2 时间 图 2水力卸压前 后瓦斯涌 出变化曲线 4 有效防止了煤与瓦斯突出 ， 取得明显的经 济效益 。7 3 5 3工作 面采取水力卸压防突措施 以 后． 未发生煤与瓦斯动力现象 ， 消除了重大安全隐 患， 社会效益显著 ； 工作面 日产 由密集钻孔措施 的 8 0 5 t 提高到 1 4 7 5 t ，每月增加经济效益 8 0 4万 元 。 [ 作者简介 ] 赵从国 1 9 6 3 一 ， 男 ， 山东潍坊人 ， 教授级高级工程师 ， 1 9 8 2年毕业于 山东 矿业 学院采矿工程 系 ， 2 0 0 2年中 国矿 业大学管理工程硕士研究 生毕业 ， 现工作 于徐 州矿务集 团 有限公司总工程 师室 。 『 收稿 日期 2 0 0 6 - 1 1 - 0 7 ] 维普资讯