桃园煤矿高位钻孔瓦斯抽放技术研究.pdf

声明声明下面论文由免费论文教育网 http//www.PaperE 用 户转载自互联网，版权归原作者所有，本文档仅供参考，严禁抄袭 免费免费论文论文教育教育网网 - 1 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 桃园煤矿高位钻孔瓦斯抽放技术研究桃园煤矿高位钻孔瓦斯抽放技术研究 王润，李增华，李曼，刘具，孙越* 作者简介王润，（1988-），男，安徽淮南，硕士研究生，主要从事于矿井瓦斯防治及矿井火灾防治技术 研究工作。E-mail wangrunistrue 通信联系人李增华，男，（1965-）。江苏姜堰人。教授，博士生导师。中国矿业大学安全工程学院教学 副院长。 （中国矿业大学安全工程学院，江苏 徐州 221116） 摘要摘要 本文针对淮北矿业集团公司桃园煤矿 72 煤层 7244 工作面， 进行了顶板高位钻场抽放5 瓦斯技术研究。 利用关键层理论确定了桃园煤矿关键层位置， 为顶板高位钻场钻孔抽放瓦斯 技术提供技术基础。在桃园煤矿 7244 工作面设计了高位钻场，进行了顶板高位钻场钻孔瓦 斯抽放实验，并分析研究了抽放钻孔直径及抽放负压对瓦斯抽放效果的影响。 关键词关键词高位钻场；关键层；瓦斯抽放；钻孔直径 中图分类号中图分类号TD712 文献标识码A 10 The research of drill-place in high position of gas drainage technology in Tao Yuan mining company WANG Run, LI Zenghua, LI Man, LIU Ju, SUN Yue School of Safety Engineering, China University of Mining key strata; vas drainage; diameter of drilling 25 0 引言引言 桃园煤矿井田位于安徽省宿州市南部北杨寨乡境内，毗邻祁南煤矿。1983 年开始建设， 1995 年投产，设计生产能力为 90 万 t/a。2004 年实际产煤 154 万 t，2004 年核定综合生产能 力 150 万 t/a。2005 年由煤科总院重庆分院对桃园煤矿进行了瓦斯等级鉴定，经安徽省经贸30 委批准桃园煤矿为煤与瓦斯突出矿井。 该矿 7244 工作面位于北二采区右翼二阶段， 上部 7242 收作面。 工作面标高为-348.7-435.6m。 走向长度 600m， 倾斜长度 145152m， 平均为 150m， 面积为 89600m2，煤层厚度变化较大，煤层中下部含泥岩夹矸，工作面煤厚 0.72.0m，平均 1.7m，煤层倾角 2632，平均 28，该面煤层赋存较稳定，顶板为泥岩和中粒砂岩，底板 为泥岩。工作面共揭露 7 条断层，落差 0.56.5m 之间，断层附近煤厚有不同程度减小，对35 回采影响较大。工作面瓦斯含量较大，工作面和上隅角瓦斯经常处于临界状态，对煤矿的安 全生产造成了极大的威胁。 1 高位钻场钻孔瓦斯抽放技术高位钻场钻孔瓦斯抽放技术 高位钻场钻孔是在风巷内向煤层顶板施工的钻孔， 高位钻场钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙 带瓦斯抽放， 主要作用是以工作面回采采东压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面上覆40 - 2 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 岩层及上隅角涌出的瓦斯[1]。 根据一系列回采工作面矿山压力规律的研究， 煤层随工作面回采， 在工作面周围形成一 个采动压力场，采动压力场及其影响范围在垂直方向形成三带，即冒落带、裂隙带和弯曲下 沉带。在水平方向形成三个区，即煤壁支撑区、离层区和重新压实区。在这个采动压力场中 形成空间，便成为瓦斯流动通道。通过钻孔内的抽放负压，加速了瓦斯流动，使得高位钻孔45 能够抽出瓦斯，并且大大超过本煤层的瓦斯抽放量。 高位钻场钻孔可以实现超前抽放， 即工作面距孔口还有一段距离时， 能够抽出高浓度的 瓦斯。 这说明煤壁支撑影响区内煤层顶板已经有裂隙作为通道， 这部分瓦斯显然是煤壁中原 始煤体释放的。受到采动影响，工作面煤壁受压导致瓦斯解吸，解吸的瓦斯又通过煤壁的裂 隙和顶板裂隙流入抽放钻孔， 这是高位钻场钻孔能够抽到高浓度瓦斯的原因， 也是高位钻场50 钻孔的重要作用点[2]。 高位钻场钻孔抽到上隅角瓦斯是后期， 随着钻孔垂高变小， 到接近冒落带或进入冒落带 时才能够出现，这时抽放瓦斯的浓度变小，只要钻场的钻孔还能够保留则能够发挥作用[3]。 2 桃源煤矿关键层确定桃源煤矿关键层确定 当用通风的方法解决不了回采工作面回风流或工作面上隅角瓦斯浓度超限时， 通常采用55 抽放瓦斯的方法来降低瓦斯浓度。目前，用顶板高位钻场钻孔抽放瓦斯是较常用一种方法。 本方法抽放效果的好坏， 主要取决于抽放钻孔的布置层位， 即将抽放钻孔布置在工作面上隅 角顶板上部的裂隙冒落带内， 才能获得最佳抽放效果。 所以确定煤层顶板裂隙冒落带高度是 顶板高位钻场钻孔抽放瓦斯的关键技术之一。 在采场覆岩中， 关键层对岩体活动的全部或局部起控制作用， 它的断裂将导致全部或相60 当部分岩层发生断裂，并产生整体运动[4]。这与载荷控制层对于相邻两关键层之间的岩层的 作用与特征具有很大的共同性[5]。不同点在于载荷控制层控制着岩层载荷的传递[6]。因此， 可以借用关键层的判别方法作为载荷控制层的判别方法，其判别方法如下[7]-[8] 第 1 步，由下往上确定覆岩中的坚硬岩层位置。假设第 1 层岩层为坚硬岩层，其上直至 第 m层岩层与之协调变形， 而第 m1 层岩层不与之协调变形，则第 m1 层岩层是第 2 层坚65 硬岩层。第 1 层岩层往上第 m1 层岩层为第 2 层坚硬岩层。从第 2 层硬岩层开始，按上述 方法确定第 3 层坚硬岩层的位置，以此类推，直至确定出最上一层坚硬岩层[9]。 第 2 步，计算各坚硬岩层的破坏距。坚硬岩层破断是弹性基础上板的破断问题，但为了 简化计算，坚硬岩层破断距采用两端固支梁模型计算，则第 k 层坚硬岩层破坏距 Lk可由下 式计算 70 k k kk q hL σ2 式中，hk为第层坚硬岩层的厚度，m； k σ为第 k 层坚硬岩层的抗拉强度，MPa；qk为 第 k 层坚硬岩层承受的载荷，kN/m2。 第 3 步，按以下原则对各坚硬岩层的破坏距进行比较，确定载荷控制层位置[10] ○ 1 第 k 层坚硬岩层若为载荷控制层， 其破断距应小于其上部所有坚硬岩层的破坏距， 即75 满足 1 kk LL ○ 2 若第 k 层坚硬岩层破断距 Lk大于其上方第 k1 层坚硬岩层破坏距，则将第 k1 层坚 - 3 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 硬岩层承受的载荷加到第 k 层坚硬岩层上，重新计算第层坚硬岩层的破坏距； ○ 3 从最下一层坚硬岩层开始逐层往上判别是否成立，及当 1 kk LL时重新计算第 k 层80 坚硬岩层破坏距。 采场上覆岩层中存在着多层坚硬岩层， 其中某些坚硬岩层对全部或局部覆岩的活动起着 决定作用，这些起着决定作用的岩层就是关键层，关键层下沉时，整个岩层组合的下沉与它 是同步协调的；关键层破坏前，以梁的形式作为整个岩层组合的承载主体，破断后常以砌体 梁的结构形式继续成为承载主体[11]。 85 破断岩层裂隙宽度的确定 受到采动影响后，岩层的水平变形大于其极限抗拉变形时，将产生垂直层面的裂隙。岩 性对于垂直裂隙宽度的影响， 可以通过岩层的极限拉伸变形值δ反映。 岩层的裂隙宽度受到 岩层本身岩性和厚度、其下部各岩层岩性以及岩层距开采层的距离的影响[12]。为了考虑这 种影响，采用各层岩层极限拉伸变形值 i δ以岩层厚度 mi为权、加权平均的方法进行处理，90 即 ∑ ∑ i ii p m mδ δ 式中 p δ岩石极限拉伸变形加权平均值； p δ第 i 层岩层极限拉伸变形值； i m 第 i 层岩层厚度。 i 的取值范围从开采层顶板第一层岩层到所要计算的岩层。岩层的采动裂隙宽度，主要95 取决于该岩层距开采层的距离及开采层的厚度以及岩层的极限拉伸变形值。 综合考虑这些主 要影响因素，开采层的厚度为 m时，高度为 h 处岩层的垂直裂隙的平均宽度 Bp可以用下式 计算 Bp＝0.4242（480m/h－2δp103） 根据经验，裂隙带的最大高度与煤层厚度有如下关系 100 0 . 4 0 . 51 . 3 100 H m m 式中H顶板裂隙带的最大高度；m煤层厚度。 根据对岩层组合和关键层的计算与确定， 结合对岩层破断裂隙的计算和裂隙带的经验公 式，可以确定出裂隙带高度。 通过以上关键层理论计算，确定了了桃园煤矿的第一关键层为 71煤层上面的粉砂岩。105 72煤层直接顶为一 6.2m 厚的砂岩，当其垮落后充填采空区。由于砂岩的垮落，在砂岩到关 键层 1 之间的岩层中形成大量的宽裂隙， 聚集了大量瓦斯。 冒落带和严重裂隙带裂隙宽度大， 是瓦斯的主要集聚空间；在第一关键层上为厚 22.6m 的泥岩，其为关键层 2，它与下面的岩 层形成离层，必然在离层内聚集了大量瓦斯，因此瓦斯抽放钻孔的终孔位置应穿透关键层 1 （粉砂岩）进入关键层 2（粉砂岩）。 110 3 高位钻场瓦斯抽放实验分析研究高位钻场瓦斯抽放实验分析研究 3.1 高位钻场设计及抽放效果分析高位钻场设计及抽放效果分析 根据关键层理论计算分析结果并结合桃源煤矿井下施工情况，设计在桃源煤矿 7244 工 作面上风巷靠近回采煤层的一侧，垂直于上风巷开挖一条倾斜向上的联络巷进入煤层顶板， - 4 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 该联络巷倾角 30，投影长度为 2.6m。在煤层顶板开挖一洞室作为钻场，钻场参数为115 5.532.3m（长宽高），共施工四个高位钻场。 1钻场施工参数见表 1 表 1 1钻场参数表 Table 1 Drill-hole parameter design table of the third drill-place 120 孔号 方位角（） 倾角（） 平距（m） 法距（m） 孔深（m） 孔径（mm） 1 1 7 3 11 97 94 2 3.5 5 9 11 97-99 94 3 7 3 15 11 97 94 4 9.5 0.5 21 11 97-98 94 5 2 9.5 6 16 97-99 94 6 5 6.5 12 15 97-83 94 2钻场施工参数见表 2 表 2 2钻场参数表 Table 2 Drill-hole parameter design table of the third drill-plac 125 孔号 方位角（） 倾角（） 平距（m）法距（m）孔深（m）孔径 （mm） 下花管长度 （m） 1 5.7 7.7 0 11 96 94 0 2 0 9 4 15 97 94 90 3 3 5 10 12 90 94 70 4 7 2 16 11 98 94 85 5 10 0 21 11 97 94 86 6 5 6 13 15 96 94 90 3钻场施工参数见表 3 表 3 3钻场钻孔参数表 Table 3 Drill-hole parameter design table of the third drill-place 130 孔号 方位角（） 倾角（） 平距（m） 法距（m） 孔深（m） 孔径（mm） 1 3 8 3 11 98 113 2 5 7 9 13 101 133 3 8 4 16 12 98 113 4 11 3 21 13 95 94 5 4 10 6 17 98 113 6 6.5 8 31 15 96 94 7 9.5 6 18 19 95 113 4钻场施工参数见表 4 表 4 4钻场钻孔参数表 Table 4 Drill-hole parameter design table of the third drill-place 135 孔号 方位角（） 倾角（） 平距（m）法距（m）孔深（m） 孔径（mm） 下花管长度（m） 1 9 3 4 15 106 113 104 2 12 1.6 10 14 90 113 86 3 14 2 15 17 125 113 102 4 16 2 20 13 84 94 80 5 18 2 26 15 106 113 104 6 21 4 31 16 97 94 90 7 13 4 11 19 102 94 96 7244 工作面高位钻场瓦斯抽放数据汇总于表 5 140 - 5 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 表 5 7244 工作面钻场瓦斯抽放数据汇总表 Table 5 Drill-hole parameter design table of the third drill-place 钻场 平均纯瓦斯抽 放量（m3/min） 最大纯瓦斯抽 放量（m3/min） 最大抽放 瓦斯浓度（） 同期平均 风排瓦斯量（m3/min） 抽放率（） 1 1.46 3.04 13 1.25 44.93 2 0.82 1.50 15 1.73 32.16 3 0.93 2.18 4.5 1.35 33.17 4 3.52 4.62 10 1.12 69.23 平均 1.68 2.84 10.6 1.36 44.87 7244 工作面回风道及上隅角瓦斯浓度变化情况如图 1 所示。 0 0.1 0.2 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 6-16-26 7-21 8-159-910-4 10-29 11-23 12-18 1-12 日期 瓦斯浓度（） 回风道上隅角 145 图 1 7244 工作面回风道及上隅角瓦斯浓度变化图 Figure1 The vas concentration of the air return way and the upper corner of the7244 mining face 从表 5 看出，7244 工作面抽放效果非常理想，平均抽放率达 44.87，最高达 69.23。 从图 1 看出，7244 工作面回采期间，通过高位钻孔抽放瓦斯，回风巷瓦斯浓度控制在 0.2～150 0.48，平均值 0.25，最大值 0.48，完全能满足安全生产的要求。上隅角瓦斯浓度控制 到 0.3～0.8，平均值 0.55，最大值 0.8，消除了瓦斯超限现象，保证了工作面的安全回 采。 3.2 抽放流量与抽放钻孔直径效果分析抽放流量与抽放钻孔直径效果分析 由于在相同的负压条件下，随着钻孔直径的增大，瓦斯抽放量将随之增加。当钻孔直径155 较小时，随着钻孔直径的增加，瓦斯抽放量增加较快；当钻孔直径增大到一定程度后，再继 续增大钻孔直径， 瓦斯抽放量的变化就很缓慢。 桃园煤矿曾经使用过直径为 73mm 的钻孔抽 放瓦斯，效果不理想，因此在 7244 工作面采用 94mm、113mm和 133mm 的钻孔，提高了抽 放效果。在现场的工作中，提高钻孔直径能提高抽放量，但当钻孔直径增大到一定程度后， 再用增大钻孔直径的办法来提高瓦斯抽放流量的方法就不经济了。 160 表 6 瓦斯抽放流量与钻孔直径关系表 Table 6 Relationship between vas flow and the drill-hole diameter 钻孔直径（mm） 94 113 133 抽放流量（m3/min） 32.06 46.06 52.08 - 6 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 瓦斯抽放流量随钻孔直径变化情况如图 2 所示。 30 40 50 60 90100110120130140 钻孔直径（m） 抽放流量m3/min 165 图 2 瓦斯抽放流量随钻孔直径变化图 Figure 2 Relationship between vas flow and the drill-hole diameter 3.3 抽放流量与抽放负压的关系分析抽放流量与抽放负压的关系分析 由于在相同的钻孔直径条件下，瓦斯抽放流量随着抽放负压的增大而增大。表 7 和图 3170 为抽放钻孔直径为 113mm的情况下，瓦斯抽放流量和抽放负压的关系。 表 7 瓦斯抽放流量与抽放负压关系表 Table7 Relationship between vas flow and the negative pressure of gas drainage 抽放负压（kPa） 5.60 5.33 4.80 3.99 2.67 1.80 抽放流量m3/min 52.17 52.17 36.98 36.1 34.75 24.61 175 20 30 40 50 60 1.52.53.54.55.56.5 抽放负压kPa 抽放流量m3/min 图 3 瓦斯抽放流量与抽放负压图 Figure 3 Relationship between vas flow and the negative pressure of gas drainage - 7 - 中国中国科技论文在线科技论文在线 通过以上瓦斯抽放流量和钻孔直径、 抽放负压的关系分析研究对顶板高位钻场钻孔抽放180 技术提供一定的实际经验及技术参考。 通过以上瓦斯抽放流量和钻孔直径、 抽放负压的关系 分析研究对顶板高位钻场钻孔抽放技术提供一定的实际经验及技术参考。 4 结论结论 本文结合淮北矿业集团公司桃园煤矿72煤层7244工作面实际生产情况，进行了顶板高 位钻场抽放瓦斯技术研究，综合分析了顶板高位钻场的抽放效果。运用关键层理论计算，确185 定了桃园煤矿关键层。并以关键层的确定为技术基础设计了7244工作面设计了高位钻场， 取得了良好的抽放效果。同时分析研究了钻孔直径及抽放负压对瓦斯抽放效果的影响。 [参考文献参考文献] References [1] 马世志，范满长，殷秋朝．顶板高位水平钻孔瓦斯抽放技术应用研究．煤炭科学技术，2002，30（9），190 40～42． [2] 钱鸣高．采场矿山压力控制[M]．北京煤炭工业出版社．1983，79～80． [3] 赵德深．覆岩离层分布规律与地表沉陷控制研究[D]．博士学位论文，阜新辽宁工程技术大学，2000． [4] 钱鸣高，缪协兴，许家林．岩层控制中的关键层理论[M]．徐州中国矿业大学出版社，200310～19． [5] 刘开云，乔春生，周辉，等．覆岩组合运动特征及关键层位置研究[J]．岩石力学与工程学报，2004，195 2381301～1306． [6] 刘开云，乔春生，周辉，等．覆岩组合运动特征及关键层位置研究[J]．岩石力学与工程学报，2004， 2381301～1306． [7] 许家林，钱鸣高．覆岩关键层位置的判别方法[J]．中国矿业大学学报，2000，295463～467． [8] 钱鸣高，缪协兴，何富连．采场 200 [9] 缪协兴，钱鸣高．采场围岩整体结构与砌体梁力学模型．矿山压力与顶板管理，1995（4），3-12． [10] 梁运陪，孙东玲．岩层移动的组合梁理论及其应用研究．岩石力学及工程学报，2002（5）． [11] 茅献彪， 缪协兴， 钱鸣高． 采动覆岩中关键层的破断规律研究． 中国矿业大学学报， 1998， （1） ， 39-42． [12] 宋振骐．实用矿山压力控制[M]．徐州中国矿业大学出版社，1988，40-58． 205