单一煤层突出技术研究.doc

单一煤层突出技术研究 摘 要矿井开采煤层90％范围属单一高瓦斯强突出煤层，采取多种瓦斯治理措施后，仍难将瓦斯问题解决。因此进一步进行单一煤层突出技术研究。 关键词单一煤层 突出 技术 研究 1概况 矿井开采煤层90％范围属单一高瓦斯强突出煤层，根据“以风定产，先抽后采，监测监控”的要求，必须对有突出危险的煤层抽放瓦斯，并达到抽放效果有效和风量合理分配的保证后，才能进行采掘作业。由于井田内煤层透气性系数为1.0110-4～4.9610-3 m2/Mpa2.d，属介于较难抽放与可以抽放范围间的煤层。该矿现有抽放以预抽为主，采取了煤层底板巷穿层预抽、回采工作面顺层预抽、掘进工作面顺层预抽、石门揭煤工作面预抽等多种抽放形式。但在回采工作面本层下向抽放孔内积水较多，通风源治理瓦斯效果较差。深孔预裂爆破、穿层条带水力扩孔加强条带预抽效果不明显，严重制约矿井采掘正常生产。根据以上情况于天府矿业司与中国矿业大学合作完成了单一煤层突出技术示范研究，成功试验深孔预裂爆破技术、试验穿层水力扩孔预抽技术提高穿层条带预抽效果、试验下向顺层孔抽放技术消除孔内积水及进行合理通风分源治理瓦斯。确保了矿井单一煤层突出技术示范研究。 2项目技术研究 由于矿井采取了深孔预裂爆破技术、穿层水力扩孔预抽技术、深孔预测突出危险工艺、下向顺层孔抽放技术消除孔内积水及进行合理通风分源治理瓦斯，在很大程度上消除瓦斯灾害。但是本层下向抽放钻孔长期以来积水较严重，导致下向抽放钻孔抽放效果不好，以致就在2132工作面试验下向顺层孔抽放技术并消除孔内积水；对工作面进行合理通风，分源治理瓦斯；还考察工作面对煤壁前方影响范围等。防突掘进工作面曾采取了本层掘进抽放，但由于煤层透气性较差，掘进期间瓦斯涌出较大，严重制约了矿井掘进工作，以致该项目选择具有代表性的2134工作面运输巷、S21201工作面运输巷试验深孔预裂爆破技术和提高穿层条带预抽效果，并在矿井的2142工作面采取顺层孔预裂爆破技术，增加了煤层的透气性，加快煤层瓦斯的抽放时间。 2.1 深孔预裂爆破技术 主要利用深孔预裂爆破后预抽达到煤巷掘进防突、加快巷道煤巷掘进速度的目的。实施深孔爆破的重要意义是第一，利用炸药的爆轰作用，在煤体内产生裂隙，增大煤体孔隙率，改善煤体透气性和增加瓦斯抽放效果、缩短抽放时间。第二，通过超长深孔爆破后爆破的直接作用和爆破震动影响，改变原煤应力的分布，降低煤层中的瓦斯压力，防止瓦斯突出。 在S21201工作面运输巷采取了深孔预裂爆破，以致装药方式是深孔预裂爆破成功的关键，根据北京科大的指导，采用整体与局部输送相结合的柔性材料（竹片）串联联接法。具体方法是将竹片加工成2.0米长、3厘米宽度的竹板，竹板的两段分别打孔，将炸药放竹板上用胶带纸固定，竹板与另一竹板用铁丝连接后不断向孔内推送。 特点竹块在煤层中有弹性，堵孔时仍能装药通过；而且操作简单；可用各种安全炸药和有水环境；可根据煤层条件选择满孔装药和径向、轴向不耦合装药，线装药密度和总装药量可控，材料成本较低。如图装药结构示意图。 深孔预裂爆破装药封孔示意图 堵塞方式封孔深度7～15m，以两种方式进行炮孔堵塞第一种是复合黄泥堵塞，在炸药全部装入竹板后，先用倒楔形的绵纱装入炸药的端部，然后用压风装药器喷入干燥的粉状黄泥至孔口三米处，最后用较湿的黄泥人工封堵到孔口。第二种是用模具炮泥在地面压成Φ60mm、高250mm、干湿适当的圆柱状炮泥，再运至井下堵塞。第一种方法，封堵工作量小，缺点是地面干黄泥粉的加工较麻烦；第二种方法前期准备工作少，但井下堵塞时工作量大。项目工程采取了第二种方法有利于操作。 起爆技术采用一个起爆点时，正常炮孔内超过2米会形成管道效应而造成炸药拒爆。根据中国矿大的研究，当炮孔直径和药卷直径之比在 时管道效应最为明显。一般抽放钻孔直径在6580mm，经过计算，此时不偶合系数dH/dC2.322.85，正位于管道效应显著的区间。因此本课题要实现超过50米左右炮孔的安全起爆，必须突破管道效应的影响。 炮眼布置抽放半径取1.5m，每循环布置11～14个抽放钻孔（单排布置，中深孔与浅孔相结合），控制巷道上部8米、下部5米、前方水平距离45～50米范围。其中选择1～２孔作为预裂爆破孔装药爆破。为防止爆破孔垮孔影响装药，抽放孔施工完并封孔后，才实施爆破孔进行预裂爆破孔。 线装药密度试验区间的煤层十分松软，打钻后塌孔现象比较普遍。根据矿吉的实际情况，如用双药卷会导致装药更加困难。因此爆破时常用的装药为单药卷连接，线装药密度一般在0.851.1kg/m之间。 爆破效果分析2007年6月前后，首先在严重突出危险的K1煤层S21201工作面运输巷掘进工作面实施，进行2组循环深孔预裂爆破试验。见下表所列为爆破时的钻孔参数。 S21201工作面运输巷爆破试验时的钻孔参数表 爆破次数 抽放孔 爆破孔 装药长 药量 封孔 个数 孔径 孔深 总钻尺 孔号 孔径 孔深 m Kg 第1次 14 75 45 530 6 86 40 21.3 16 7 第2次 14 75 41 418 5 86 45 16.8 12.6 8 爆破前后部分孔的测试数据如下 S21201工作面运输巷预爆前后自排量对比表 循环次数 考察孔号 考察孔瓦斯流量m3/min 爆破提高 的增量 爆破前 爆破后 一 7 0.013 0.042 223 二 6 0.015 0.041 173 从表中瓦斯自排量来比较，在有记录的数据中，爆破后的自排量大多是对比孔的2倍以上，其爆破效果是明显的。 3.2 穿层水力扩孔预抽技术 扩孔机具取材料水便柱由重庆飞尔达煤矿机械公司加工，再采用Φ50钻杆、废旧钻头（丝扣必须完好）作为原材料，钻机采用矿井使用的ZYG-150B型液压钻机，水泵采用25Mpa的乳化液压泵。 扩孔机具操作使用时将钻头、钻杆、水便柱和高压管连接好，钻杆丝扣处必须缠上棉纱，以保证接头漏水，压力在18～25Mpa。如图如示。 扩孔机具连接图 项目实施2008年3月24日～4月1日对590m南一～北一大巷（N21201机巷剩余掘进段），41钻场与40钻场之间（1扩孔），39钻场与38钻场之间（2扩孔），37钻场与36钻场之间（3扩孔），35钻场与34钻场之间（4扩孔）进行重新施工钻孔进行扩孔，钻孔间距为12～15米，合计控制距离为51.2米。扩孔水压达到了25Mpa。详见N21201机巷剩余掘进段水力扩孔竣工图，其相关参数如下表 N21201机巷剩余掘进段水力扩孔参数表 孔号 倾角（） 见煤（m） 煤厚（m） 顶板（m） 1 8 51.7 3.8 0.8 2 8 48.5 2.3 3 8 54 3.8 1.5 4 8 57 3 3 N21201机巷剩余掘进段水力扩孔情况表 孔号 扩时间（时） 煤量（t） 扩孔日期（日） 理论计算扩孔后直径m 钻孔直径m 钻孔直径增加倍数 扩孔前抽放浓度（％） 抽放浓度（％） 抽放 负压（Kpa） 1 6 3 3.24 0.55 0.08 6.875 4 21 2 2 10 2.2 3.26 0.67 0.08 8.375 13 66 4 3 10 2 3.28 0.36 0.08 4.5 9 28 6 4 13 10 3.31～4.1 2.30 0.08 28.75 23 86 6 注明1.1号扩孔当时扩孔时与机巷本层抽放扩通；2.扩孔时以上4个均在30分钟后有高浓度瓦斯涌出；3.以上扩孔煤量根据扩孔流量估计煤量；4.扩孔以最后只有清水流出不在实施扩孔。 2008年5月11～6月2日对2123工作面机巷对应的674南二大巷7～20号钻场，实施了共施工了13个钻孔并实施了水力扩孔间距为8～12.8米，合计约控制机巷走向长166米。扩孔水压达到了18～20Mpa。详见2123机巷剩余掘进段水力扩孔竣工图，其相关参数如下表 2123机巷剩余掘进段水力扩孔参数表 孔号 倾角0 偏角0 终孔深米 见煤米 煤厚米 顶板米 1 11 -10 46 41 4 1 2 10 -10 42 37.5 4 0.5 3 11 -10 45 39.5 4 1.5 4 10 -10 48 40.5 4.5 3 5 11 -10 39.5 33 4.5 2 6 12 -10 39 33 4.5 1.5 7 12 -10 42.6 36 5.1 1.5 8 11 -10 45 35 5 5 9 12 -10 38 29.5 4.5 4 10 11 -10 38.8 30.8 5 3 11 11 -10 39 32.5 5.5 3 12 11 -10 35.5 26.5 4.5 4.5 13 11 -10 32.7 26.6 3.8 2.3 2123机巷剩余掘进段水力扩孔情况表 孔号 扩时间（时） 煤量（t） 扩孔日期（日） 理论计算扩孔后直径m 钻孔直径m 钻孔直径增加倍数 扩孔前抽放浓度（％） 抽放浓度（％） 抽放 负压（Kpa） 1 4.00 2.1 5.11 0.362 0.08 4.526 2 32 2 2 6.00 2.3 5.14 0.396 0.08 4.957 2 5 2 3 7.20 3.1 5.14 0.534 0.08 6.681 3 60 3 4 7.00 0.5 5.15 0.076 0.08 0.958 11 78 3 5 10.00 0.4 5.18 0.061 0.08 0.766 14 52 3 6 7.30 1.2 5.23 0.183 0.08 2.299 2 62 3 7 6.00 1.2 5.26 0.162 0.08 2.028 25 75 3 8 7.00 1.6 5.28 0.220 0.08 2.759 20 72 2 9 7.00 1.2 5.30 0.183 0.08 2.299 17 80 2 10 10.30 5.1 5.30 0.703 0.08 8.793 20 63 2 11 10.00 5.3 5.31 0.664 0.08 8.307 24 67 3 12 8.00 4.8 6.1 0.735 0.08 9.195 19 34 3 13 8.00 4.1 6.2 0.744 0.08 9.301 22 50 3 注明1.1、2号扩孔当时扩孔时与机巷本层抽放扩通；2.扩孔时以上均在30分钟后有高浓度瓦斯涌出；3.以上扩孔煤量根据扩孔流量估计煤量；4.扩孔以最后只有清水流出不在实施扩孔；5.10～13号钻孔是采取的水便柱供水旋转扩孔。 效果分析（1）N21201工作面机巷剩余段通过水力扩孔后，在6月份掘进单进分别为42m，预计7月份能完成46m。主要是由于N21203机巷、S21201开切眼掘进由该巷不能形成独立的通风系统。实际在6月份掘进天数为16天，7月份掘进天数为17天左右。并对以前的穿层抽、本层抽后再排放的防突措施进行了改变。对其抽放后就直接进行效果检验后掘进。（2）2123工作面机巷剩余段通过水力扩孔后，在6月份掘进单进分别为32m，预计7月份能完成51m。主要是由于2124工作面回采与该巷不能形成独立的通风系统。实际在6月份掘进天数为13天，7月份掘进天数为18天左右。按此计算每月有效掘进天数计算，有效掘进在70米，并对以前的穿层抽、本层抽后再排放的防突措施进行了改变。对其抽放后就直接进行效果检验后掘进。 3.4 下向顺层孔抽放技术 抽放根据采掘部署要求，2132工作面回风巷于2006年1月至2006年2月施工本层下向钻孔和封孔工作，由2006年2月开始抽放工作，抽放负压为6Kpa～12Kpa，平均抽放负压为10 Kpa。抽放流量在0.115～0.771m3/min。该工作面至2007年3月底回采完，本层下向钻孔抽放瓦斯量为49.8万m3，抽放控制面积为18176m2,煤厚按2.2m，煤层瓦斯含量20.73m3/t计算。根据本层下向钻孔控制范围内抽放瓦斯率为33.1。从很大程度上解决了回采工作面瓦斯治理难题，抽放情况见下表。 2132工作面风巷下向钻孔瓦斯抽放流量计算表 统计时间2006年1月～2007年3月，测定方法皮托管测量法 现场实测参数 单孔计算结果 合计 （m3） 孔数（个） 孔号 统计时间 （年月日） H负压mmHg h速压mmH2O CH4浓度 Q纯量 m3/min 20 1～20 2006.1.31 160 10 0.23 0.771 498210 67 1～67 2006.2.27 110 8 0.26 0.785 67 1～67 2006.3.30 110 5 0.32 0.896 61 6～67 2006.4.30 116 7 0.28 0.922 51 16～67 2006.5.31 120 6 0.26 0.790 39 28～67 2006.6.30 116 6 0.20 0.597 33 34～67 2006.7.31 118 8 0.16 0.547 28 39～67 2006.8.30 118 8 0.12 0.406 22 45～67 2006.9.30 120 8 0.10 0.337 16 51～67 2006.10.30 118 8 0.06 0.200 11 56～67 2006.11.30 120 6 0.04 0.115 12 59～67 2006.12.31 116 4 0.04 0.016 13 62～67 2007.1.30 120 4 0.03 0.012 14 65～67 2007.2.28 118 4 0.02 0.008 封孔由于该矿的风巷只保留了2～3m的煤柱下掘进的巷道，以至压力较大，采空区滴水较多；ZYG-150B型液压钻机在该矿倾角20左右的煤层下向钻孔能施工到64m，平均深为50m。根据矿井现有打钻的设备及施工钻孔技术，采取ZYG-150B型液压钻机施工，螺旋钻杆加压风排渣工艺，顺煤层倾斜方向下施钻。在回采工作面回风巷沿煤层走向间隔6.4m施工一个钻孔，在工作面开切眼及收尾附近20m范围内进行加密到走向为2m一个钻孔，工作面斜长在130～174m，而运输巷本层顺层孔一般能够施工到80～120m，在2441工作面回风巷施工下向钻孔孔深33～58.5m，平均孔深为50m，一共施工了63个钻孔。在2132工作面回风巷施工下向钻孔孔深41～64m，平均孔深为54m，一共施工了76个钻孔。基本上将工作面风巷下向孔与运输巷本层上向钻孔相错布置，基本上能够覆盖整个工作面本层预抽。详见2132工作面回风巷下向钻孔竣工图。封孔采用水泥和石膏为原材料，在进行封孔之前，先在将棉纱捆绑在PVC管上送进钻孔内距孔口有8～10m时后，再将木楔送入到孔内的8～10m范围，在人工灌浆严实，保证不漏气的情况，保养1天后就接入主抽放系统进行预抽瓦斯见下图。另将水沟布置在距巷道0.3m的间距。通过重新布置水沟和封孔技术改革，基本上防治了本层下向抽放孔积水问题。 3.5采煤工作面合理通风分源治理瓦斯 风量分配在2132工作面单一开采经过本层上、下孔抽放瓦斯后，风排瓦斯成了矿井回采时瓦斯治理的主要手段，但当工作面推进度较快，瓦斯治理的难度就越来越大，工作面上隅角及回风瓦斯超限时有发生，严重影响矿井正常化生产。为此矿井采取了由原来600m3/min风量增加到850m3/min，反而采空区内的瓦斯涌到工作面上隅角和回风巷，回风巷的瓦斯仍在1.5％左右。在该项目下达之前矿井采取了采用尾排瓦斯技术，但是由于历史的原因，矿井没有专用的尾排巷道排放瓦斯，若保留原巷道支架不回撤，其维护工程量较大，并且无法保证巷道是否能够满足排放的要求，因此采取水泥圆筒尾排瓦斯，使工作面形成“U”尾排通风方式。风量分配又成为新的课题，如何保证采空区内的瓦斯不涌入到工作面和回风巷。经过在工作面进行了5次调风和监督水泥圆筒铺设质量详见下表。最终将工作面风量分配为运输巷进风量为650m3/min，回风巷风量为350 m3/min，尾排风量为300 m3/min。方保证了工作面回风巷瓦斯浓度在0.3～0.6％，尾排瓦斯浓度在2.0～3.0％（在尾排内瓦斯浓度偶尔超过了2.5％）。见下图采煤工作面“U”尾排通风系统图。 2132工作面风量调整表 序号 调风地点 风量（m3/min） 瓦斯 浓度 调风 时间 备注 1 运输巷 600 0.3 2006.4.10 回风巷 600 0.8 尾排巷 无 2 运输巷 850 0.2 2006.5.12 回风巷 850 1.8 尾排巷 无 3 运输巷 800 0.2 2006.5.25 回风巷 600 1.2 尾排巷 200 3.5 4 运输巷 750 0.2 2006.6.10 回风巷 400 0.8 尾排巷 350 2.5 5 运输巷 700 0.3 2006.6.11 回风巷 400 0.9 尾排巷 300 3.2 6 运输巷 650 0.3 2006.6.12 回风巷 400 0.8 尾排巷 250 3.0 7 运输巷 650 0.3 2006.6.13 回风巷 350 0.6 尾排巷 300 2.5 采煤工作面“U”尾排通风系统图 4 结论 （1）单一煤层突出技术示范研究，涉及范围广，生产中应针对单一突出煤层的开采技术条件，从瓦斯抽放、通风瓦斯管理、防突管理等方面综合采取措施，加强管理，开展防治煤与瓦斯突出和通风瓦斯治理工作。 （2）爆破后瓦斯抽放率较非爆破直接抽放的要大很多。爆破后抽放量较大的防突效果更明显。S21201工作面运输巷有记录的第1次爆破和第2次爆破瓦斯抽放总量分别为2007.13m3、4621m3，相应的掘进将抽放审批可掘进进尺采取连续跟踪效果检验掘完12.8m、14.4m。由此可以充分体现预裂爆破的效果。正是看到这样的效果后，现已把深孔预裂爆破作为巷道掘进防突和石门揭煤的必备措施来安排生产。提高了掘进速度，由原来的平均21米提高到76.2米。 （3）2008年4月份以来，对全矿能实施水力扩孔或必须采取水力扩孔才能解决防突压力的地方，均陆续实施穿层孔煤层段水力扩孔技术，通过水力扩孔后进行抽放效果较明显，掘进的防突工序减少，掘进单进有所提高，抽放时间大大的降低，以前石门揭煤抽放时间需要3个月左右，现抽放时间1.5个月时间。 （4）下向孔封孔采用水泥和石膏为原材料，在进行封孔之前，先在将棉纱捆绑在PVC管上送进钻孔内距孔口有8～10m时后，再将木楔送入到孔内的8～10m范围，在人工灌浆严实，保证不漏气的情况，保养1天后就接入主抽放系统进行预抽。另将水沟布置在距巷道0.3m的间距，可防止下向孔积水问题。 （5）根据该矿现有采煤工作面进、回风巷断面，工作面风量在650～750m3/min左右为宜，但在采取综合机械化采煤技术后，随产量提高瓦斯涌出量也将增大，在配套巷道断面增大的情况下，工作面配风也必须将随之增加方可保证工作面瓦斯治理所需。 5 存在的问题及建议 （1）对于预裂爆破较松软煤体易产生的严重塌孔，建议堵塞工艺需进一步完善，需改进压风装药器实施机械封孔。 （2）在工作面回采过程中，回风巷水沟布置在煤层顶板边时易使钻孔内积水，建议水沟施工在距巷帮0.3m处。 （3）由于矿井主采层底板为粘土页岩，施工过后易发生粘土页岩膨胀，堵塞抽放孔无法抽放。建议在施工穿底板时必须采取压风排渣的形式。 （4）深孔预爆技术，主要是矿井煤层绝大部分f值小于0.1后，在装药期间较困难，每次预爆工作只少1天时间（算上施工预爆孔的时间只少要3天时间，并且在第3循环时发生了拒爆现象。）。为了安全作业，因此该巷道在实施本层直接抽放过后上超前排放措施。