煤层瓦斯灾害范文（精选7篇）
煤层瓦斯灾害 第1篇
鉴于此, 笔者通过多年的生产实践, 在借鉴国内外瓦斯治理的先进理论和技术的基础上[12,13,14], 以矿区瓦斯抽采为研究主线, 以瓦斯动态赋存规律和区域瓦斯治理技术为研究重点, 以建立一个基本完善的矿区瓦斯治理技术体系为目标, 通过对瓦斯抽采新技术和新工艺的应用研究, 将使矿区的区域性瓦斯治理迈上一个新台阶, 从而进一步提高矿井的安全、高效生产水平。
1 乌达矿区煤层瓦斯赋存规律
乌达矿区内稳定和较稳定可采煤层有8层, 自上而下为9#、10#、12#、13上2#、13#、15#、16#和17#煤层, 当前主采9#、10#、12#煤层, 其平均厚度分别为2.82, 2.03, 4.27 m, 煤质为焦煤。并且随着煤的变质程度增加, 瓦斯含量增大;随开采深度增加, 瓦斯含量有增加的趋势;地质构造直接控制瓦斯的赋存, 开放性断层附近瓦斯含量较小, 在煤层顶板破碎带及封闭性断层附近, 瓦斯含量增大。此前, 乌达矿区瓦斯基本参数较少, 因此, 为了进一步掌握煤层瓦斯赋存规律, 为矿井瓦斯灾害治理提供可靠依据, 笔者引进了DGC瓦斯含量直接测定装置[15]。依托该技术装备, 在黄白茨与五虎山煤矿井下进行了大量的煤层瓦斯基本参数的测试, 结果如图1—图2所示。
结合前述煤层瓦斯基本参数的测试, 本文采用多元线性回归方法, 综合分析影响五虎山、黄白茨煤矿主采煤层主控因素为煤层底板标高h、煤层埋深H, 根据多元线性回归分析得出主采煤层的瓦斯含量预测模型见表1—表2。
注:W为瓦斯含量;h为标高;H为埋深。
注:W为瓦斯含量;h为标高;H为埋深。
2 矿井瓦斯灾害治理
2.1 大面积区域预抽瓦斯
为解决近距离高瓦斯煤层群开采条件下的瓦斯治理难题, 在引进澳大利亚VLD型钻机的基础上, 改进了其钻进工艺, 并成功应用于乌达矿区, 使单孔钻进深度最大达1 206 m, 为国内松软煤层钻进最深记录, 这为下一步实施大面积区域预抽瓦斯奠定了技术基础。以黄白茨煤矿为例, 其井下长距离定向钻孔布置如图3所示。
截至2014年底, 乌达矿区共完成定向钻孔钻进工程量近68.4万m。对已施工完成钻孔, 均严格按照标准进行接抽, 按照 (定向) 钻孔瓦斯流量参数监测程序规定的测试方法, 定时、连续对钻孔实施瓦斯流量监测。自2010年5月开始监测以来, 黄白茨抽采瓦斯6 426万m3;五虎山抽采瓦斯8 433万m3。抽采瓦斯量统计曲线如图4所示。
2.2 高位钻孔抽采卸压瓦斯技术
高位钻孔抽采技术原理是以回采工作面采动压力形成的顶板采动裂隙作为通道抽采瓦斯, 有效拦截上邻近煤层涌入回采工作面的卸压瓦斯, 同时利用钻孔负压作用改变采空区气体流场分布, 减少采空区瓦斯向工作面的涌出量和上隅角瓦斯积聚量。
结合乌达矿区近距离煤层群开采的实际情况, 以五虎山煤矿1201工作面为研究对象, 在其回风巷施工了9组试验钻孔, 1#钻场距当时工作面60 m处, 2#钻场向后退距1#钻场40 m, 3#钻场与2#钻场距离为40 m, 以此类推, 并且钻孔参数与2#钻场钻孔参数一样, 前后钻场同标号高位钻孔重叠部分为50 m。每个钻场布置9个瓦斯抽采钻孔, 在垂直方向上:1#、2#、3#钻孔终孔位置布置在10#煤层底板 (距12煤垂高约25 m) , 统一称为下分层钻孔;4#、5#、6#钻孔终孔位置布置在10#煤层顶板, 统一称为中分层钻孔 (距12煤垂高约28 m) ;7#、8#、9#钻孔终孔位置布置在9#煤层顶板不少于1 m处 (距12煤垂高约为32 m) , 统一称为上分层钻孔;在水平方向上:每个钻场的1#、4#、7#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下10 m, 2#、5#、8#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下35 m, 3#、6#、9#钻孔终孔位置水平投影距回风巷向下60 m。高位钻孔布置如图5所示。
从现场考察结果可知:试验工作面回风巷内施工的下、中和上分层钻孔与工作面推进均有一个时空关系, 但下分层钻孔整体抽采效果最好;上分层和中分层钻孔均从裂隙不发育的位置开始抽采, 上分层钻孔经过9#煤和10#煤两段实体煤段, 抽采效果次之, 中分层钻孔效果最差。根据现场情况来看, 五虎山煤矿其他类似工作面可试验采用下、上分层顶板走向高位钻孔取代目前的下、中、上分层顶板走向高位钻孔。通过应用高位钻孔抽采卸压瓦斯技术, 该工作面月推进进尺增长到约80 m, 其顶板走向高位钻孔抽采5 m3/min左右的纯瓦斯, 加上风排纯瓦斯 (约3.5 m3/min) 后, 能够解决该工作面的瓦斯涌出以及上隅角瓦斯超限问题。
3 实施效果
应用近距离高瓦斯煤层群矿井瓦斯灾害治理技术后, 矿井瓦斯抽采效率大幅度提高, 单孔瓦斯抽采平均浓度在抽采3个月后仍能保持在50%左右, 达到普通钻孔的10倍左右;单孔混合抽采流量则可达到普通钻孔的6倍左右;而抽采纯量则可达普通钻孔的60倍 (图6) 。
截至2014年底, 乌达矿区共完成钻孔钻进工程量超过68.4万m;共抽采瓦斯超过1.486亿m3。该技术的成功应用, 缓解了乌达矿区“抽、掘、采”比例失调的情况, 确保了矿井的安全、高效生产。
4 结论
(1) 采用DGC瓦斯含量直接测定装置, 在乌达矿区进行了大量的煤层瓦斯含量测试, 并结合多元回归分析的方法, 获得了适用于乌达矿区各个主采煤层瓦斯基本参数的预测模型, 切实掌握了乌达矿区瓦斯赋存规律。
(2) 采用长距离定向钻孔施工技术, 在工作面回采前实施大面积区域预抽, 大幅度降低乌达矿区主采煤层瓦斯含量;在工作面回采期间, 采用下、上分层顶板走向高位钻孔来取代目前的下、中、上分层顶板走向高位钻孔。应用高位钻孔抽采卸压瓦斯技术后, 工作面月推进进尺大幅增加, 解决了工作面的瓦斯涌出以及上隅角瓦斯超限问题。
(3) 针对乌达矿区近距离高瓦斯煤层群开采的特点, 应用长距离定向钻孔施工技术、高位钻孔瓦斯抽采技术, 形成了采前定向长钻孔区域预抽、回采期间顶板走向高位水平长钻孔抽采的井下立体综合抽采瓦斯体系。截至2014年底, 乌达矿区共完成钻孔钻进工程量超过68.4万m;共抽采瓦斯超过1.486亿m3。该技术的成功应用大大缓解了乌达矿区“抽、掘、采”比例失调的情况, 确保了矿井的安全、高效生产。
摘要：为了解决乌达矿区高瓦斯煤层群开采条件下瓦斯灾害治理难题, 采用DGC瓦斯含量直接测定装置开展了大量试验, 并结合多元回归分析的方法, 获得了矿区主采煤层瓦斯基本参数的预测模型;基于此, 采用长距离定向钻孔对回采工作面实施大面积区域预抽, 并在回采时结合高位钻孔对卸压瓦斯实施抽采, 解决了本煤层及邻近层瓦斯预抽和上隅角瓦斯超限难题, 形成了近距离高瓦斯煤层群瓦斯灾害治理技术。
煤与瓦斯突出煤层瓦斯运移规律分析 第2篇
1 数值模拟方法分析
由于瓦斯在煤层中的运移是极其复杂的, 为了便于研究分析, 本文假设瓦斯为理想气体, 其流动符合达西定律, 据此建立瓦斯渗流基本方程如下式:
式 (1) 中S (p) 的表达式为:
其中: λx、λy、λz分别为煤层瓦斯透气性系数分量; a、b为煤的吸附常数; p为煤层瓦斯压力; γm为煤的密度; p1为标准大气压, p1= 0. 1MPa; n为孔隙率。
孔洞附近煤层在煤与瓦斯突出时的透气系数的表达方式[3]如下:
式中: r1为突出孔洞特征尺寸; r为周围煤层一点位置到突出孔洞壁距离; 0 为煤层中原始瓦斯透气性系数, 单位为m2/ ( MPa2d) ; m为瓦斯透气性系数增长参数, 通常取负数; r0为突出孔洞周围煤层的卸压带的范围, 简称为泄压范围, 令k =r0/ r1, 记为卸压系数。
2煤层参数的确定
2.1参数的确定
本文主要研究突出孔洞壁附近煤层瓦斯透气性系数对煤与瓦斯突出时突出孔洞附近煤层瓦斯涌出量的影响, 其他参数都一致, 分别为: 煤密度为1. 4t/m3, 突出强度为50t, 煤层的孔隙率为0. 1, 突出孔洞的半径2m, 煤吸附常数a为31. 45m3/ t, 煤吸附常数b为1. 012MPa- 1, 煤层吨煤瓦斯含量W的表达为
将参数带入式 ( 4) , 可得到本次模拟中吨煤瓦斯含量为31. 25m3/ t。
2. 2 边界条件、初始条件的设置
整个煤层设置为原始瓦斯压力p0的平方值p0= 4MPa2, 在突出空洞上将瓦斯压力设为大气压力的平方值P1= 0. 01MPa2。
3 影响瓦斯涌出规律因素的分析
( 1) 卸压范围大小的影响。图1 为不同卸压范围时突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随时间变化曲线, 图2 为吨煤瓦斯涌出量随卸压系数变化曲线。
由图1 可得, 卸压范围不同时对瓦斯涌出量的影响较大。在同一卸压范围时, 突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随时间增大先逐渐增大后不再变化; 在同一时刻, 突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随卸压范围增大逐渐增大。
由图2 可以看出, 在其他参数相等情况下, 吨煤瓦斯涌出量随卸压范围增大而增大。在卸压范围逐渐增大时, 吨煤瓦斯涌出量依次为30. 25m3/t、41. 31m3/ t、51. 51m3/ t和29. 79m3/ t, 约为瓦斯含量的1. 08 倍~ 2. 06 倍。
( 2) 煤层原始瓦斯透气性系数。图3 为瓦斯透气性系数不同时孔洞周围瓦斯涌出量随时间的变化曲线, 图4 为吨煤瓦斯涌出量随煤层原始瓦斯透气性系数变化曲线。
由图4 可得, 煤层原始瓦斯透气性系数不同时对瓦斯涌出量的影响较大。在煤层原始瓦斯透气性系数相同时, 突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随时间增大先逐渐增大后不再变化;
由图4 可得, 在其他参数都相等情况下, 孔洞周围煤层吨煤瓦斯涌出量随原始瓦斯透气性系数增大而变大。
由图5 可以看出, m值是影响突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量的重要的因素。在系数m相同的情况下, 突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随时间增大先逐渐增大后趋于不变。在同一时刻, 突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量随系数m增大逐渐减小。
3 结论
( 1) 通过对数值模拟结果分析可得, 在其他参数相等的情况下, 孔洞附近瓦斯涌出量随卸压范围增大而增大; 随系数m增大而减小; 孔洞附近瓦斯涌出量随煤层瓦斯透气系数增大而增大。
( 2) 煤与瓦斯突出时突出孔洞附近煤层瓦斯涌出量为瓦斯含量的0. 91 倍~ 4. 92 倍, 而煤与瓦斯突出时抛出煤体释放出的瓦斯量不超过瓦斯含量的1 倍, 可以看出突出孔洞附近煤层瓦斯涌出量是煤与瓦斯突出涌出瓦斯总量的重要组成部分。
摘要：为了研究煤与瓦斯突出时瓦斯的运移及变化规律, 进而为预防煤与瓦斯突出提供参考价值。本文运用ANSYS软件对煤和瓦斯突出时, 钻孔周围瓦斯运移的规律进行模拟研究。实验结果表明:煤层瓦斯透气性系数, 煤层原始瓦斯透气性系数和卸压范围, 是影响突出钻孔周围煤层瓦斯透气性系数的主要因素;在其他条件相等的情况下, 突出孔洞周围煤层瓦斯透气性系数越大, 则突出孔洞周围煤层瓦斯涌出量就越大。
关键词：瓦斯运移场,瓦斯透气系数,煤与瓦斯突出,涌出速度
参考文献
[1]周世宁, 林柏泉.煤层瓦斯赋存与流动理论[M].北京:煤炭工业出版, 1999.
[2]董钢锋, 胡千庭.工作面瓦斯涌出及采空区瓦斯抽放的COSFLOW模拟预测[J].矿业安全与环保, 2007, 34 (2) :4-6.
煤层瓦斯灾害 第3篇
几十年来, 国内外许多学者针对如何快速、准确测定煤层瓦斯压力进行了大量的研究和试验, 提出了各种各样的测定方法, 其总体上可分为直接法和间接法。直接测定法按封孔材料的不同[2]主要可分为2种: (1) 水泥砂浆封孔法, 该方法适用性强, 操作简单, 成本低, 但是只适用于岩层致密完整、无裂隙发育的钻孔, 地质条件复杂时难以完全封堵裂隙, 封孔效果难以保证; (2) 封孔器测压法, 该方法利用各种封孔器封堵钻孔两端, 然后通过黏液充填封钻孔两端的空间及其周围裂隙, 但是对于裂隙发育的岩层, 黏液难以完全封堵钻孔周围裂隙。基于此, 周世宁等提出了固液气三相泡沫封孔法, 利用泡沫中所携带的固相填充剂封堵煤体中的裂隙, 其封孔效果明显强于前者, 从而达到快速、准确测定煤层瓦斯压力的目的[3]。但是此法成本较高, 操作比较繁琐, 仪器回收较困难, 应用较少。王轶波等[4]提出了采用聚氨酯泡沫代替两段胶囊, 成本低, 操作简单, 不需回收复用, 但是由于聚氨酯的膨胀速度不好控制, 所以需要多次封孔, 且封孔长度短, 因此现场应用也不多。当现场无法采用直接法测定煤层瓦斯压力时, 间接测定法提供了一种获取瓦斯压力的重要手段。间接测定法主要是根据瓦斯压力梯度、煤层瓦斯涌出量、煤层原始瓦斯含量、残余瓦斯含量、煤屑解吸指标等参数与煤层瓦斯压力之间的关系, 推算出测压地点的煤层瓦斯压力, 但是其所测得的瓦斯压力准确性难以保证, 有待进一步验证。煤炭科学研究总院抚顺研究院基于瓦斯解吸规律, 利用井下煤屑瓦斯解吸量测算煤层瓦斯压力, 方便快捷, 只是需要预先测得煤对瓦斯的吸附常数a、b值。另外, 许多学者从地应力、热力学等角度[5,6]推导出煤层中瓦斯压力的理论计算方法, 计算结果与现场实测结果具有很好的一致性, 从理论上完善了煤层瓦斯压力的计算方法, 但是这些方法所需参数较多, 计算较为复杂。
针对上述方法存在的不足之处, 通过相同损失时间不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力测定实验, 研究了煤层瓦斯压力与平衡瓦斯压力之间的关系, 并在此基础上推导出了煤层瓦斯压力的计算公式, 结合现场钻屑解吸瓦斯压力恢复曲线, 便可以推算出测压地点的煤层瓦斯压力。
1 煤屑解吸瓦斯压力测定实验
1.1 实验原理
煤层瓦斯压力是指煤层孔隙中所含游离瓦斯呈现的压力, 即煤层的裂隙和孔隙中的游离瓦斯分子热运动撞击所产生的作用力, 因此, 瓦斯压力和瓦斯含量尤其是游离瓦斯含量密切相关。煤层压力降低到一定程度, 煤中被吸附的甲烷开始从微孔表面分离, 即发生解吸。而影响煤层瓦斯解吸的主要因素有煤的变质程度、煤的破碎程度和煤层瓦斯含量。在测压地点一定范围内煤的变质程度基本相同, 实验所用煤屑皆采用1~3 mm煤粒, 而在其他条件相同的情况下, 瓦斯含量主要取决于吸附平衡压力, 因此实验室进行了不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力的测定实验。
1.2 实验方法
在实验室进行的不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力测定实验流程如图1所示, 实验装置如图2所示。具体操作步骤如下:
(1) 在郑煤集团赵家寨煤矿二1煤层采集10 kg煤样, 筛选出1~3 mm煤粒, 把煤样装至离密封罐罐口约10 mm位置为佳, 拧紧密封罐, 然后将密封罐放置于实验装置上。
(2) 启动真空泵, 在60℃恒温水浴中对密封罐进行脱气, 抽气时间控制在24 h内, 同时观察真空计, 当真空计的测定值达到20 Pa时, 则认为已经抽真空, 关闭真空泵。
(3) 脱气结束后, 打开截止阀, 调节与甲烷瓶连接的气体减压阀, 使充气压力达到0.3 MPa, 向煤样罐充入浓度为99.9%的甲烷气体, 观察压力表, 当其达到目标压力且连续2 h以上不发生变化, 即可关闭截止阀和气体减压阀。
(4) 将密封罐置于30℃恒温水浴中进行吸附平衡, 48 h后记录煤样的平衡瓦斯压力。
(5) 打开截止阀, 放气2 min, 然后开始用秒表计时, 观测压力表变化, 每30 s记录一次压力变化, 至30 min后每1 min记录一次, 将读数记录在压力观测表上。
重复上述步骤, 充气压力依次设置为0.6, 0.9, 1.2, 1.5 MPa, 对实验室5组不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力数据进行拟合处理, 得到5组不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线 (图3) 。
1.3 实验结果分析
通过对实验数据分析发现, 对数公式能够较好拟合煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线, 即P=Alnt+B。系数A表明煤屑在不同平衡瓦斯压力下解吸的差异性 (图3) 。不同平衡瓦斯压力下赵家寨煤矿二1煤层煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线拟合公式见表1。
由于系数A表明煤屑在不同平衡瓦斯压力下解吸的差异性, 其值和煤层瓦斯压力P密切相关, 因此分析煤层瓦斯压力P和系数A的关系, 发现赵家寨煤矿二1煤层煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线的拟合公式系数A与煤层瓦斯压力P服从指数关系, 对其进行指数拟合, 拟合公式为P=0.156 3e39.983A, 相关系数为0.987, 表明二者具有较高的相关性 (图4) 。那么只需在现场测压地点进行煤屑解吸, 对现场解吸瓦斯压力恢复曲线进行对数拟合得到系数A, 然后代入实验室所得煤层瓦斯压力的指数公式即可推算出测压地点的煤层瓦斯压力。
2 现场应用
2.1 测压地点概况
赵家寨煤矿测压地点位于14采区运输上山, 该区主采的二1煤层赋存于山西组下部, 上距砂锅窑砂岩42.59~93.88 m, 平均64.72 m, 下距L7灰岩20~25 m, 平均22.28 m。煤厚0~21.75 m, 平均厚5.50 m, 煤层倾角5°~7°。煤厚沿走向变化较小, 沿倾向变化相对较大, 但煤层总体上属于较稳定的中厚—厚煤层。煤层直接顶板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩, 厚度0.13~0.87 m, 平均厚0.48 m。直接底板为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩, 厚度0.13~2.87 m, 平均厚1.07 m, 属较稳定底板。
2.2 现场测定
此次测压地点选择在14采区运输上山距16#钻场以东10 m (1#钻孔) 。当钻杆钻至目标煤层时, 开始计时, 收集压风排下的煤屑, 将煤屑装至离密封罐罐口约10 mm位置为佳, 然后迅速拧紧密封罐, 密封罐上连接精密压力表, 记下此时开始解吸的时间, 要求煤样自钻孔暴露至装罐解吸时间t0控制在2min内。用秒表记录煤屑在60 min内解吸瓦斯压力P随时间t的变化情况, 然后对井下实测数据进行拟合, 得到拟合公式P=0.015 6lnt+0.020 2, 相关系数为0.998, 拟合度较高, 从而取拟合系数A=0.015 6 (图5) , 将其代入P=0.156 3e39.983A, 可计算得煤层瓦斯压力P=0.29 MPa。
实验期间, 在14采区运输上山距16#钻场以东10 m (1#钻孔) 、30 m (2#钻孔) 采用全程套管高压注浆封孔进行了煤层瓦斯压力直接测定。经过近1个月的观察, 读取压力表显示1#钻孔和2#钻孔的瓦斯压力值分别为0.22, 0.24 MPa, 与以上瓦斯压力相比较可以确定, 本文所提出的方法可以确定煤层瓦斯压力, 能够满足现场施工要求。
3 结论
(1) 通过对相同损失时间不同平衡瓦斯压力下煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线的分析, 发现煤层瓦斯压力与平衡瓦斯压力具有一定关系, 且对数公式能更好地拟合瓦斯压力恢复曲线, 即P=Alnt+B。对数公式中系数A表明煤样在不同平衡瓦斯压力下解吸的差异性, 和煤层瓦斯压力P具有指数关系。
(2) 在赵家寨煤矿14采区运输上山采集煤屑, 现场进行解吸瓦斯压力测定并对其进行拟合处理, 得到现场拟合系数A, 结合实验室所确定的指数公式即可计算出煤层瓦斯压力, 并对结果进行了验证。验证结果表明, 此方法所确定的煤层瓦斯压力准确可靠。
摘要：煤层瓦斯压力是判断煤层突出危险性的重要指标, 同时也是采取抽放措施的重要参考依据, 因此快速、准确地测定煤层瓦斯压力意义重大。通过煤屑解吸瓦斯压力测定实验, 对相同损失时间不同平衡瓦斯压力条件下煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线进行分析, 发现煤层瓦斯压力与平衡瓦斯压力具有一定关系。实验表明, 对数公式能够很好地拟合压力恢复曲线, 系数A表明煤屑在不同平衡瓦斯压力下解吸的差异性, 和煤层瓦斯压力存在指数关系。根据此规律, 可在测得现场煤屑解吸瓦斯压力恢复曲线的系数A后, 结合已确定的煤层瓦斯压力指数公式推算出测压地点煤层瓦斯压力, 并在赵家寨煤矿得到了验证, 效果良好。
关键词：煤层瓦斯压力,平衡瓦斯压力,解吸瓦斯压力恢复曲线,拟合公式
参考文献
[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.
[2]林柏泉, 周世宁, 张仁贵.三相泡沫密封性能的实验研究[J].中国矿业大学学报, 1992, 21 (3) :13-20.
[3]王轶波, 陈彦飞, 王凯, 等.煤层瓦斯压力测定钻孔新型封孔技术[J].煤炭科技, 2003 (2) :17-19.
[4]唐本东.煤层瓦斯压力计算[J].煤炭工程师, 1997 (1) :45-48.
[5]王宏图, 鲜学福, 尹光志, 等.煤矿深部开采瓦斯压力计算的解析算法[J].煤炭学报, 1999, 24 (3) :279-283.
煤层瓦斯灾害 第4篇
煤矿五大自然灾害中, 瓦斯事故在全国来说发生频率高、伤亡人数多而排在第一位, 荆各庄矿矿井历年瓦斯等级鉴定均属低瓦斯矿井, 采煤工作面绝对瓦斯涌出量没有超过5m3/min, 掘进工作面瓦斯绝对瓦斯涌出量没有超过3m3/min的, 因此没有建立瓦斯抽放系统。荆各庄矿矿井通风方式为中央并列式通风方式。矿井生产中的瓦斯问题能够得到了控制。但为了更好的了解矿井瓦斯的赋存和预防瓦斯事故的发生, 对矿井各煤层瓦斯的赋存和涌出规律有必要进行祥而实的调查, 对荆各庄矿的各煤层瓦斯的基本情况与参数进行了研究, 掌握煤层瓦斯的基本参数, 对于荆各庄矿的瓦斯管理具有一定的研究与应用价值。
2 瓦斯参数测定
2.1 煤的瓦斯吸附常数测定
煤的瓦斯吸附常数是衡量煤吸附瓦斯能力大小的指标。目前, 煤的瓦斯吸附常数测定只能在实验室完成。其测定步骤如下:
2.1.1 将采集的新鲜煤样粉碎, 取0.17~0.25mm粒度的试样30~40g装入密封罐中;
2.1.2 在恒温60℃高真空 (10-2~10-3mm Hg) 条件下脱气2天左右;
2.1.3 在30℃恒温和0.1~6.6MPa压力条件下, 进行不同瓦斯压力下的吸附平衡, 并测定各种瓦斯平衡压力下的吸附瓦斯量;
2.1.4 根据不同平衡瓦斯压力下的吸附瓦斯量 (一般不少于6个点) , 按郎格缪尔方程W=abp/ (1+bp) 回归计算出煤的瓦斯吸附常数a和b值。
利用上述方法, 进行了荆各庄矿不同地点的0090N柱、3320B、1111F、12D、12B、11槽和9槽等 (2329S、3273S、9S、12、5S、11槽和8槽) 七个位置进行采样, 并进行瓦斯解吸实验, 实验时吸附气体甲烷成分99.99%, 在恒温30℃下, 各样品的吸附线图如图1所示。
从图上的数据可以看出, 12BS、12DS两个样品的吸附折线和吸附常数都比较的接近比较接近, 说明这两个样品的微观结构和孔隙特征比较近似。从而使得煤样在不同的压力下的吸附量比较的接近。七个样品中吸附量最大的是9S的样品说明此样品的孔隙发育较好, 对瓦斯的吸附性能比较好。
2.2 煤的瓦斯压力测定
瓦斯压力测量方法是选择距测压煤层一定距离的岩巷打钻孔穿透煤层。为了确保压力测定的可靠性, 测定地点至煤层间的垂直岩柱厚度为应大于12m, 钻孔封孔长度为大于12m (20m左右) 。打钻孔孔径为73mm, 钻孔终点穿透煤层0.5m, 清除完孔内钻屑后, 测压管选用φ10×1mm的紫铜管。在封孔36小时待水泥初凝后安装压力表, 观测压力升高情况, 压力表指针稳定不变时, 读取的压力值为煤层瓦斯压力 (相对压力) , 荆矿各煤层瓦斯压力如表1。
2.3 煤的瓦斯含量测定
在井下采取新鲜煤样, 在实验室进行吸附实验, 实验时气体甲烷成份99.99%, 在恒温30℃下测得煤的吸附常数、水分、灰分、挥发分等, 再根据实际测定的瓦斯压力值, 计算煤层瓦斯含量。本文测定荆各庄矿的瓦斯含量是通过间接法进行测量, 测定结果数据图2。
通过图中可以看出, 各煤层的瓦斯含量较低, 其中瓦斯含量最大的煤层为9号煤层, 0.024m3/t。最小的为11煤层的0.016234m3/t。属于比较低的瓦斯含量值。
2.4煤的瓦斯放散初速度测定
瓦斯放散初速度 (ΔP) 的测定方法是:在井下煤层新暴露面上采取煤样, 密封后送到实验室, 由专用测定设备测定出瓦斯放散初速度 (ΔP) 。在实验室测定瓦斯放散初速度 (ΔP) 时, 先将新采集的煤样粉碎, 取粒度为0.2~0.25mm的煤样3.5g放入试样瓶中, 对试样脱气动1.5h后, 再在大气压下充气1.5h (高浓度瓦斯) , 当压力平衡后, 打开阀门迅速释放试样瓶内煤的解吸瓦斯, 10s时关闭阀门, 并记录出0~10s内瓦斯量, 45s时再次打开阀门, 60s时关闭阀门, 记录出45~60s内瓦斯量, 两次瓦斯解吸量的差, 即为瓦斯放散初速度 (ΔP) 。荆各庄矿各测点的瓦斯放散初速度表2所示。
从表和图中可以得到, 荆各庄矿的各煤层取样点的ΔP均小于10, 最大的为9S的6.27, 因此煤的放散瓦斯的性能小, 各煤层发生突出的危险性较小。
2.5 煤的坚固系数
根据《防治煤与瓦斯突出细则》将煤的坚固性系数的临界值定为0.5, 当f>0.5时, 煤层发生突出的危险性很小;只有当f≤0.5时, 煤层才具有发生突出的潜在危险性。煤的坚固性系数测定方法是:在新鲜暴露的煤面采取煤样, 密封后, 送到实验内, 用落锤法测定煤的坚固性, 得出荆各庄矿各煤样的坚固性系数。
结合图中和表中的数据, 各煤样的f值差别较大, 最大的为2390N的0.53, 最小的为12DS的0.19, 荆各庄矿除了12煤层和11煤层, 其它几个煤层, 如果其它的瓦斯突出条件具备, 在煤的结构上具有发生突出潜在危险。
3 结论
3.1 各煤层瓦斯压力都较小, 最大的为3273测点所在的7煤层, 压力为0.1 5 MPa。这与7煤层的上覆岩层为火成岩的地质构造有密切的关系。各煤层瓦斯压力较小也是荆各庄矿瓦斯含量较小的体现。
3.2 各煤层的瓦斯含量较低, 其中瓦斯含量最大的煤层为9号煤层, 0.024 m3/t。最小的为11煤层的0.016234m3/t。
3.3荆各庄矿的各煤层取样点的ΔP均小于10, 最大的为9S的6.27, 因此煤的放散瓦斯的性能小, 各煤层发生突出的危险性较小。
3.4各煤层煤样的f值差别较大, 最大的为2390NS的0.53, 最小的为12DS的0.19, 除了12煤层和11煤层, 其它几个煤层, 如果其它的瓦斯突出条件具备, 在煤得结构上具有发生突出潜在危险。
参考文献
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[2]陈金华, 胡千庭.地面钻井抽采采动卸压瓦斯来源分析[J].煤炭科学技术, 2009, 37 (12) :38-42.
[3]张勇, 张保, 张春雷等.厚煤层采动裂隙发育演化规律及分布形态研究[J].中国矿业大学学报, 2013, 42 (6) :935-940.
煤层瓦斯压力测定方法分析 第5篇
关键词：煤层瓦斯,压力,测定
1 概述
专家预测, 在未来的几十年间, 煤炭消耗量将占我国能源消费的50%以上。当前, 保证煤炭产量达到一定的比例是我国能源计划中非常重要而急迫的任务。只有保持矿井稳定安全可靠的生产, 才有可能实现上述目标。多年的理论和实践表明, 煤层瓦斯压力测定是矿井稳定、安全、可靠生产的具有基础性的重要工作。研究表明, 煤层瓦斯压力是最重要的煤层瓦斯基础参数之一, 煤层瓦斯压力不仅可以用来预测矿井的煤层原始瓦斯含量, 还可预测矿井煤与瓦斯突出的危险性。研究突出矿井和高瓦斯矿井测定煤层瓦斯压力的具体实施方法具有重要的理论和实际意义。
2 测定煤层瓦斯压力方法分析
2.1 直接测定法
2.1.1 黄泥粘土封孔法。
是最早的测压封孔方法, 顾名思义, 这种封孔方法的封孔材料是黄泥或粘土和木楔。在测压地点施工好测压钻孔后, 在钻孔前部放入挡板并留出测压室空间。把事前做好的粘土条放入钻孔内, 粘土条要软硬适当。为了提高密封性能每隔0.39米要放入木楔, 并要求4人共同用力打紧木楔。粘土条和木楔中心要预先留好孔以便放入测压管。当用粘土条和木楔封好孔后在孔口0.3m段用水泥封孔, 封完孔之后在测压管另一端装上压力表, 每隔一段时间读数即可。该方法具有操作简单易行的特点, 在封孔人员认真细致操作的基础上, 可测得较高的瓦斯压力。与水泥砂浆封孔法相比, 该方法封完孔之后可以及时装上压力表, 不用等待封孔材料的固化时间。此外该方法适合各种倾角的的测压钻孔。此种方法存在的缺点:粘土条要软硬适当, 把握不好粘土条的软硬程度的话会严重的影响测压效果。粘土条若太软, 其在被送入孔内时就会粘在钻孔壁上, 不能送到预设计的封孔深度, 而造成孔内的空腔和裂缝导致钻孔漏气不能测到瓦斯压力。若其太硬, 粘土条则不能完全贴紧钻孔壁造成封孔不够严密, 并且粘土条彻底固化后容易产生裂隙导致测压钻孔漏气使得测得的瓦斯压力值比实际压力值要小得多。粘土条和木楔中心要留出孔, 以便安装测压管, 要保证两个孔的中心在一条直线上且孔的直径要和测压管的外径相一致, 孔径大了则测压管和粘土条和木楔之间不能紧密结合在一起而留下孔隙进而造成钻孔漏气, 影响测压效果;孔径小了则不能放入测压管。
2.1.2 注浆封孔法。
将施工好89~94mm的测压钻孔, 水泥砂浆按水灰比2:1的比例进行配置。为了增加水泥砂浆的膨胀性能以便更好的封堵钻孔周围的裂隙, 可以在浆液中加入一定量的膨胀剂。膨胀剂的掺量为水泥的12%, 并要求膨胀剂的膨胀率不低于0.02%。另外水泥砂浆固化时间太长是一个弱点, 为了克服这个弱点测压人员往往在水泥砂浆中掺入一定量速凝剂。速凝剂一般为浆液的17%。用这种方法封孔时, 孔口一般用马丽散封住, 当然也有用挡板的。然后用注浆泵将水泥砂浆注入孔内。封完孔24h后装上压力表并检查测压装置的气密性即可。相比于粘土封孔的费时费力水泥砂浆封孔工艺有了很大的改善, 封孔时间被大大地缩短, 提高了封孔的效率;而且采用注浆泵代替人力将封孔材料送入钻孔内, 省去了不少人力。在封孔效果方面也改善了不少。该种方法适用于各种类型的钻孔。现如今注浆封孔法在国内外矿井测压中应用十分广泛。但是该方法也存在一些弱点, 比如封孔完后要等待24h后才能安装压力表, 增加了封孔时间。水泥砂浆凝固后容易收缩产生裂隙, 这样会造成钻孔漏气影响封孔效果。现在也有在注浆封孔法基础上改进的混合材料封孔法, 比如在下向孔测压时往往采用聚氨酯化学材料封两端, 中间注浆的联合封孔方法。这在一定程度上也提高了封孔效果胶囊-密封粘液封孔测压法的封孔材料为胶囊、密封粘液, 封孔方式为手工操作。适用于松软岩层或煤巷瓦斯压力测定。注浆封孔测压法封孔材料为膨胀不收缩水泥浆加粘液, 封孔方式为压气注浆器或泥浆泵注浆封孔。适用于井下各种条件下的瓦斯压力测定, 特别适用于近距离煤层群分煤层的瓦斯压力测定。
2.1.3 胶圈封孔器测压法:
相对于前两种的固体材料封孔法, 后来又出现了封孔器封孔法。基本原理是:当拧紧压紧螺帽时外套管向前移动压缩胶圈, 使胶圈径向膨胀而达到封孔的目的。该方法操作起来方便, 但仅适用于岩层完整致密的条件, 在裂隙发育的软岩层中不能很好的封堵钻孔周围的裂隙, 严重影响测压效果。
2.1.4 胶圈-压力粘液封孔法:
当测压地点岩层松软, 钻孔周围裂隙十分发育, 胶圈封孔器不能很好的封住裂隙当测压地点岩层松软, 钻孔周围裂隙十分发育, 胶圈封孔器不能很好的封住裂隙, 中国矿业大学周世宁教授等研制成功胶圈-粘液封孔器。它的测压原理是用膨胀的胶圈封高压粘液, 再用高压粘液封高压瓦斯, 由瓦斯压力表测定瓦斯压力。这种方法的要点是在测压过程中要始终保持粘液的压力高于瓦斯压力, 从而消除瓦斯向外泄漏, 能比较准确的测定煤层瓦斯压力。胶圈-粘液封孔法比前两种方法操作起来都方便。在遇钻孔壁周围裂隙发育的时候, 在高压力作用下密封粘液能够充分的渗入裂隙内封堵裂隙有利于获得很好的封孔效果, 从而准确的测定煤层瓦斯压力。该方法也不免存在一些缺点。当遇到岩层松软或是直接在松软煤层中施工顺层煤孔测压时钻孔容易塌孔, 胶圈封孔器拿不出来造成测压成本太大。其次封孔深度比较大时封孔器较难被送到指定深度, 造成封孔困难。胶圈-粘液封孔器现场尽管封孔方法多样, 封孔工艺也在不断地改善, 但每一种封孔方法都存在一定的应用局限性。比如黄泥、粘土封孔法费时费力;水泥砂浆固化后会收缩产生裂隙造成测压孔漏气;胶圈封孔器用在岩层松软, 裂隙发育的测压地点, 其不能封住裂隙, 导致测压失败。胶囊-粘液封孔法能够很好的封堵裂隙, 但遇到测压钻孔较深时又很难将其送到预定的深度, 当煤层松软, 钻孔坍塌时胶囊取不出来, 增大测压成本等。这些情况造成煤层瓦斯压力测定的准确性大大降低, 测定的煤层瓦斯压力不真实而失去实际意义。
2.2 间接测定法
间接法测定煤层瓦斯压力原理是用数理统计学和计算机技术结合, 用某些经验公式进行计算。目前一般有以下三种方式:
2.2.1 按瓦斯压力梯度推算煤层瓦斯压力。
科学实验表明, 在地质条件不变的情况下, 一定深度范围内煤层瓦斯压力随深度的的增大而增大, 因此, 根据已开采深度范围内不同垂深处实测的瓦斯压力可计算出瓦斯压力梯度, 从而估算出未知开采深度的瓦斯压力值。
2.2.2 根据煤层瓦斯涌出量间接测定瓦斯压力。
当某一采区瓦斯来自开采煤层本身时, 统计出从采区的掘进到回采结束的时间内涌出的总瓦斯量、采区的煤炭储量以及煤的瓦斯含量系数曲线, 则可求得该采区中煤层的平均瓦斯压力然后, 根据瓦斯含量公式计算出瓦斯压力;或从瓦斯含量曲线图中直接查出瓦斯压力。
2.2.3 煤层原始瓦斯含量推算瓦斯压力。
煤层瓦斯灾害 第6篇
煤层的瓦斯压力是矿井瓦斯基本参数之一, 对确定煤层瓦斯含量、进行矿井瓦斯抽放, 以及煤与瓦斯突出的防治等工作均具有十分重要的意义。目前, 在测定煤层瓦斯压力工作中, 常用的方法为主动式测压和被动式测压[1]。在采用被动式测压过程中, 由于现场条件不可能及时封孔, 存在瓦斯释放的过程;在安装压力表以后, 由于煤层瓦斯的自然渗透性, 瓦斯能够得到一定的补充, 但在一定时间内煤层瓦斯所能够渗透的范围是有限的, 也就有可能使所测的瓦斯压力及瓦斯含量偏低。针对这一问题以及根据在现场实测情况, 从理论上进行了分析探讨。
1 实际工作中所发现的问题
1.1 同一测压地点2个测压钻孔的压力值
在测量七八个矿的100多个煤层瓦斯压力的钻孔中发现, 同一地点不同钻孔, 在地质条件、封孔条件都一样的情况下, 同一测压点不同的测压孔开孔见煤时间与封孔时间的不同所测得的压力值不同, 并且呈现释放瓦斯时间长的钻孔瓦斯压力小于释放时间短的趋势;在2个钻孔相隔时间差不多的情况下, 透气性系数越好的煤层压力值的差值比率就越大。不同现场所测的实际煤层瓦斯压力情况见表1。
1.2 瓦斯压力值上升与时间的关系
根据MT/T 6381996《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》的相关规定, 采用主动测压法时, 当煤层的瓦斯压力小于4 MPa时, 需要5～10 d;当煤层的瓦斯压力大于4 MPa时, 则需20～40 d。采用被动测压法时, 则视煤层的瓦斯压力及透气性系数大小的不同, 需30 d以上。煤层瓦斯压力达到稳定的时间分布见图1。
由图1可知, 大部分煤层在4～10 d之内就能够达到相对稳定的值, 以后的压力值或者不变, 或者上升值很小。
1.3 不同透气性煤层及释放时间对煤层瓦斯压力的影响
在测定煤层瓦斯压力过程中发现, 同一煤层、同一地点2个压力孔, 释放时间相差越大, 瓦斯压力差值也就越大。不同煤层, 释放时间相同, 透气性系数不同, 2个测压孔的差值也不同, 透气性系数大的差值相差大, 透气性系数小的差值相差小。呈现的规律为透气性系数大及钻孔释放时间长对煤层瓦斯压力影响越大。
1.4 卸表后重新再安装时压力值的上升情况
在玉舍煤矿测定煤层瓦斯压力时有一批测压孔, 由于开始是用的乙炔压力表, 后对其更换, 但压力不能恢复到原来的值, 见图2。这也说明释放了的瓦斯在有限的测压时间内, 是没有办法完全由周围补充过来的。
1.5 煤层瓦斯存在压力梯度
随着煤层埋深的增加, 煤层瓦斯压力存在梯度。根据煤层瓦斯流动场理论, 瓦斯在煤层中是由高压流向低压, 最终达到平衡。但在有限的测压时间内, 开孔点所测定的煤层瓦斯压力所能代表的范围是有限的, 从开孔见煤到安装压力表这段时间内测压钻孔所释放的瓦斯对测定煤层瓦斯压力是有影响的, 不可能从无限的范围给予补充。
2 数学模型的建立
瓦斯在煤层中的流动场的范围随时间而变化。瓦斯流动的类型, 从空间几何形状划分, 基本上可分为3种, 即单向流动、径向流动和球向流动;若从时间关系上划分, 则可分为稳定流动状态和不稳定流动状态[2]。
煤层瓦斯基本参数测定的测压孔, 从空间几何形状来划分属于径向流动, 从开钻见煤到封孔、安装压力表, 这段时间内的瓦斯流动属于不稳定流动。
2.1 模型的建立
在钻孔见煤到安装压力表的时间为t, 在这段时间内所影响的范围是钻孔自然排放瓦斯半径rt, 安装压力表后, 周围的煤层瓦斯予以补充, 直到煤层瓦斯压力值稳定。这时所影响的范围为煤层极限瓦斯排放半径rmax。由于在有限的测压时间内, 周围能够给予补充的影响范围是有限的, 开孔见煤到安装压力表这段时间内所释放的瓦斯量, 没有考虑其产生的压力。钻孔瓦斯流向及自然排放半径示意图见图3。
2.2 煤层瓦斯自然排放半径[3,4]
钻孔排放半径是指在规定的时间内, 在该半径范围内的瓦斯浓度受到影响的范围。
∫
由于r
式中 rt排放半径, m;
r0钻孔半径, m;
ρ煤的密度, t/m3;
L钻孔中煤层部分长度, m;
X0煤层原始瓦斯含量, m3/t;
X1煤层剩余瓦斯含量, m3/t;
Q0极限排放量, m3;
t钻孔自然涌出瓦斯时间, d。
当t∞时, 钻孔的极限排放半径为
2.3 开孔见煤到安装压力表这段时间自然释放的瓦斯量
根据周世宁院士对瓦斯在煤层中流动的机理的研究, 瓦斯在孔隙裂隙结构的煤层中流动时, 在孔隙中流动符合扩散定律, 在煤层裂隙中流动符合达西定律, 也就是被大多学者都认可的。虽然煤层是煤粒或煤块的集合体, 但煤粒和煤块中的瓦斯流动受到了煤层裂隙系统的控制, 因而整个煤层的瓦斯流动更多地依赖于裂隙的发育情况。对于计算钻孔的瓦斯涌出量, 采用达西定律为基础导出的计算公式是可用的。
qt=q0e-β t (4)
式中 qt时间t下折合成100 m钻孔自然瓦斯涌出量, m3/ (mimhm) ;
q0折合成100 m钻孔自然初始瓦斯涌出量, m3/ (mimhm) ;
β钻孔自然瓦斯流量衰减系数, d-1。
对式 (4) 积分, 可以得到任意时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量Qt:
Qt=Q0 (1-e-β t) (5)
式中 Qt时间t内钻孔自然瓦斯涌出总量, m3;
Q0极限排放量, m3。
2.4 自然释放了的瓦斯量对测定煤层瓦斯压力的补充
在钻孔见煤到安装压力表这段时间内所释放了的瓦斯由周围的瓦斯来补充, 但补充的范围有限。在有限的测压时间内, 瓦斯渗透流动的范围是有限的。
在常用的被动式测压过程中, 所测的煤层瓦斯压力为自然释放后的煤层瓦斯压力。在计算煤层原始瓦斯压力时应该补充从开孔见煤到安装压力表这段时间内释放了的瓦斯量。当t∞时, 极限排放量Q0可以认为是煤层只剩下残存瓦斯量以前所有释放了的瓦斯, 即:
Q0=Qt+Xpπr
式中Xp为实测煤层瓦斯含量 (p为相对压力) , m3/t。
由式 (5) 及 (6) 可得:
式中Xt为释放的瓦斯量在极限排放半径内的吨煤瓦斯含量, m3/t。
钻孔在开孔见煤到安装压力表的时间内所释放了的瓦斯量相对于在其所影响的范围内吨煤的瓦斯含量Xt, 其所产生的瓦斯压力就是损失的瓦斯量所产生的瓦斯压力, 也就是要补偿的瓦斯压力。
式中 pt补偿的瓦斯压力, MPa;
a, b吸附常数;
n压力相关系数;
θ井下煤层温度, ℃;
θs吸附实验温度, ℃。
Mad水分, %;
F孔隙率, m3/m3;
Ad灰分, %;
ARD视密度, t/m3。
由式 (9) 可计算出损失的瓦斯量所产生的瓦斯压力, 即要补偿的煤层瓦斯压力。
2.5 瓦斯压力补偿计算实例
林东矿务局平坝煤矿于2006年测定过瓦斯基本参数, 其中, 在副井落平处的信号硐室施工2个测压孔, 即9-3、9-4号孔, 测定的基本参数及煤样工业分析结果见表24。
在实测过程中, 9-3、9-4号孔从钻孔见煤到安装压力表时间分别为3, 2 d。由式 (8) 及以上参数可计算出Xt分别为1.636, 1.369 m3/t。再由式 (9) 反算出pt分别为0.053, 0.043 MPa。
即由9-3、9-4号孔测定的瓦斯含量分别要补偿1.636, 1.369 m3/t;瓦斯压力分别要补偿0.053, 0.043 MPa。
3 结论
1) 在测定煤层瓦斯压力时, 从开孔见煤到安装压力表这段时间内释放了的瓦斯量对煤层瓦斯压力存在影响。
2) 贵州省大部分煤层瓦斯压力在4～10 d之内能够达到稳定值, 以后可能上升, 但上升的空间很小, 并且透气性系数好的煤层瓦斯压力稳定的时间短, 透气性差的煤层瓦斯压力稳定时间长。
3) 分析、提出了释放的瓦斯量和对瓦斯压力的补充值, 并给出了计算实例。对现行的测压方法测出的瓦斯压力值提出修正, 可供有关矿井参考。
摘要：钻孔被动式注浆法是目前国内测定煤层原始瓦斯压力的主要方法之一。从钻孔见煤到封孔以及安装压力表这段时间内, 理论上煤层释放瓦斯对测定煤层瓦斯原始压力有一定的影响。通过实际分析及理论研究对这部分瓦斯所产生的压力进行计算, 对所测定的煤层瓦斯压力进行了修正。
关键词：煤层瓦斯压力,数学模型,钻孔自然排放半径
参考文献
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煤层瓦斯灾害 第7篇
关键词：瓦斯来源,涌出特征,边抽边掘,瓦斯治理技术,快速掘进
0概述
口孜东矿为国投新集能源股份有限公司开发的一座特大型矿井, 井田位于淮南煤田西部, 矿井地表标高为+27.7m, 一水平为-967m水平, 矿井采用中央并列式通风方式, 主井、副井进风, 中央风井回风。111303工作面为矿井首个采煤工作面, 111303面机巷位于一水平中央区, 标高为-817~-864m, 总掘进工程量1819.275m, 巷道荒断面为21.74m2, 净断面为21.33m2, 采用综掘机进行掘进, 2011年3月7日开工, 2011年11月17日施工结束, 工作面平均推进速度为7.1m/d。
经测定13-1煤层原始瓦斯含量1.7846~4.3830m3/t, 直接法测定13-1煤层原始瓦斯含量3.3331~5.4372m3/t, 控制区域内13-1煤层瓦斯含量为5.4372m3/t, 且煤层透气性较差, 透气性系数为, 0.045268m2MPa2·d[1]。
1 煤巷掘进瓦斯来源及涌出特征
1.1 掘进工作面瓦斯来源
111303工作面机巷掘进时迎头瓦斯涌出来源于两部分, 一是落煤中的瓦斯, 涌出量为采落煤体的瓦斯含量与其残余瓦斯含量的差值, 一次落煤量越多瓦斯涌出量越大;二是新暴露煤壁的瓦斯涌出量。依据煤壁瓦斯涌出的负指数衰减规律, 新暴露煤壁的瓦斯涌出量通常很大。[2]
1.2 瓦斯涌出与掘进各工序的关系
现场对综掘机割煤, 打眼, 铺网, 检修主要四道工序的瓦斯浓度进行测量。割煤时瓦斯浓度为0.22~0.54%, 打眼时瓦斯浓度为0.3%, 铺网时瓦斯浓度为0.2~0.32%, 检修时瓦斯浓度为0.16%。由实测得出综掘割煤时瓦斯浓度最大, 且成倍增加, 因此综掘机割煤的瓦斯防治是掘进作业中瓦斯防治的重点。
1.3 瓦斯涌出与掘进距离的关系
从掘进工作面迎头向后每10m取点对风流中瓦斯浓度测定, 瓦斯浓度由迎头的0.3%逐渐增大到回风口的0.5%, 表明:随着掘进距离增加, 煤层暴露面增多, 范围增大, 瓦斯涌出量不断增加, 瓦斯浓度逐渐上升。
2 煤巷掘进瓦斯综合治理技术
2.1 增加风量
111303工作面机巷开始拨门施工时, 选用2台FBD№6.3/2×30局部通风机 (1用1备) , 工作面回风量为462m3/min, 回风流中瓦斯浓度为0.22%;当工作面掘进长度超过300m时, 工作面回风量为460m3min, 回风流中瓦斯浓度最大达0.5%, 为了增加工作面风量, 减少回风流中瓦斯浓度, 在111303工作面中部车场增加了2台FBD№7.1/2×45局部通风机 (1用1备) , 此时工作面回风量为1263m3/min, 回风流中瓦斯浓度为0.26%;2011年5月份, 随着掘进工作面的推进、巷帮钻场及钻孔的施工, 工作面风量有所下降, 回风流中瓦斯浓度最大达0.54%, 为了解决这一问题, 将原FBD№6.3/2×30局部通风机更换成FBD№7.1/2×45局部通风机, 并将原Φ800mm风筒全部更换成Φ1000mm风筒, 最终形成4台FBD№7.1/2×45局部通风机向111303工作面机巷供风的格局。局部通风机均采用“三专供电”, 安装“两闭锁”装置、能实现主备局扇自动切换。局部通风机参数见表1。
2.2 顺层钻孔预抽
通风是矿井瓦斯治理的基础, 要从源头上彻底解决瓦斯问题, 对煤层瓦斯进行抽放是根本途径[3]。口孜东矿111303工作面机巷在掘进工程中, 在没有矿井抽采半径资料的前提下, 借鉴淮南矿区其他矿井经验, 每隔60m在巷帮施工了钻场, 每个钻场施工18个顺层钻孔, 对工作面瓦斯进行抽放, 钻场及钻孔布置图见图1。
经过测定, 111303机巷顺层钻孔抽采管路计量装置孔板压差为1200Pa, 孔板系数为2.6642, 带入下式得出:
其中:Q——管路流量, m3/min;
k——孔板系数, 取2.6642;
Δh——孔板压差, Pa, 取600。
经计算111303工作面机巷顺层孔混合流量为29.53m3/min, 管道中瓦斯浓度为8.2%, 抽采纯瓦斯含量为2.42m3/min。抽采率达到30%。
2.3 落煤强度控制
新暴露煤壁的瓦斯涌出量的大小与新暴露煤壁的表面积及新暴露巷帮的裂隙等因素有关。显然, 割煤时间越长, 一次落煤量越多, 新暴露煤壁的表面积及煤体裂隙也会随之增大, 从而引起瓦斯涌出量增加。
在正常通风条件下, 掘进巷道的瓦斯超限一般都发生在落煤时刻, 对于低透气性的高瓦斯煤层, 未卸压瓦斯率很低, 经抽放后煤层瓦斯含量仍然很大。因此, 严格控制落煤强度, 采用短进尺、多循环的方式, 能够减小对煤体的扰动, 降低落煤时的瓦斯涌出强度, 这样有利于防突和防止瓦斯超限。
3 保障措施
3.1 强化现场通风管理
通风管理人员现场跟班, 发现问题及时解决;利用早班对机巷局部通风设施进行全面普查, 确保风筒吊挂平直, 无破口, 中、夜班安排两名风筒工在111303机巷掘进工作面跟班, 保证风筒出现问题能够及时处理;施工单位安排专职电工维护局部通风机, 确保局部通风机24h有人值守。
3.2 优化组织, 合理控制施工进度
根据工作面瓦斯及顶板情况, 合理控制进尺速度, 每进尺1.4m及时进行支护, 当岩性较差时实行短掘短支。
3.3 在线监控
在111303工作面胶带机顺槽掘进巷道中, 除原有的T1、T2传感器外, 每隔200~300m增设一个甲烷传感器, 对巷道瓦斯浓度情况进行实时监测, 当工作面瓦斯浓度达0.8%时报警, 回风流中瓦斯浓度达1.3%时断电, 低于0.8%时复电。每周对传感器进行调校, 确保监控准确, 断电迅速。当瓦斯浓度出现异常时, 监控机房值班人员及时联系相关地点瓦斯检查工及通风管理人员进入现场进行处理。
4 结束语
经过采取增加风量、施工顺层孔进行预抽、控制落煤强度等综合防治措施, 111303工作面机巷在掘进过程中最大瓦斯浓度为0.3%, 日进尺最快速度达17m, 未出现瓦斯事故。
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