煤层预抽范文（精选7篇）
煤层预抽 第1篇
顺层平行钻孔预抽开采层瓦斯是防治瓦斯超限和煤与瓦斯突出的重要措施, 在一定程度上缓解了我国煤层开采的瓦斯问题。但我国许多矿区的煤层透气性差, 因此瓦斯预抽的效果并不十分显著, 未能从根本上解决采掘工作面瓦斯超限和煤与瓦斯突出问题[1]。把义煤集团新安矿14221工作面作为试验工作面, 进行了大量工作, 建立了煤层瓦斯合理预抽期评价方法, 确定了新安煤田煤层瓦斯的合理预抽期。
1 实验工作面概况及预抽方案设计
1.1 实验工作面概况
新安矿14221工作面走向长度543～582 m, 倾斜长度130 m。从该工作面上、下巷掘进情况看, 该工作面煤层变化较大, 煤层厚度在0.13～14.2 m之间, 平均厚度4.2 m, 煤层结构简单, 偶见夹矸和Fe S2结核。
1.2 实验工作面预抽方案设计
在14221工作面下巷空白带处施工本煤层顺层抽放钻孔两组, 第一组钻孔间距均为1.5 m, 第二组钻孔间距均为2.5 m。下巷的本煤层顺层抽放钻孔应平行于煤层且沿煤层倾向均匀布置, 钻孔深度70 m, 孔径89～94 mm。14221工作面实验钻孔设计示意图如图1所示。
2 煤层瓦斯预抽试验及效果研究
2.1 钻孔自然瓦斯涌出特征
表明钻孔自然瓦斯涌出特征的参数有2个, 即钻孔自然初始瓦斯涌出强度 (q0) 和钻孔自然瓦斯流量衰减系数 (α) 。
通过试验考察, 14221工作面平行钻孔自然瓦斯涌出特征如图2所示。
由图2可以得出如下结论: (1) 试验工作面的钻孔自然瓦斯流量较小, 流量衰减系数较大, 表明煤层透气性较差, 预抽瓦斯较难; (2) 在自然排放瓦斯的条件下, 如果排放时间足够长 (t→∞) , 14221工作面每100 m煤层钻孔的极限瓦斯涌出量可达到853 m3。
2.2 钻孔瓦斯抽放量随时间的变化规律
在抽放负压相对稳定的条件下, 钻孔的初始瓦斯抽放量 (qc0) 和瓦斯抽放量衰减系数 (β) 决定着钻孔瓦斯抽放效果;越大、越小, 则钻孔瓦斯抽放效果就越好;反之, 则越差。
为了考察钻孔预抽瓦斯效果, 对表明钻孔瓦斯抽放量随时间变化规律特征参数的钻孔初始瓦斯抽放量 (qc0) 和瓦斯抽放量衰减系数 (β) 进行了测定。通过试验, 得出间距分别为1.5 m和2.5 m钻孔组百米钻孔瓦斯抽放量随时间的变化曲线如图3、4所示。
从图3和图4得出如下结论:所有不同间距的钻孔组都不同程度地存在着钻孔瓦斯抽放量衰减系数低于钻孔自然瓦斯涌出量衰减系数, 极限抽出量大于钻孔极限自然瓦斯涌出量的现象。这种现象是抽放的必然结果, 因为抽放时钻孔内存在负压, 同钻孔自然排放瓦斯时相比, 负压的存在加大了钻孔周边煤体与孔壁间的压力梯度, 使钻孔周围煤体向孔内涌出瓦斯的范围与程度加大, 必然会造成极限抽出量高于极限自然涌出量以及抽出量衰减系数低于自然涌出量衰减系数。
2.3 不同钻孔间距下预抽率与时间关系
瓦斯预抽率是衡量钻孔预抽煤层瓦斯效果的主要指标, 它是指在一定抽放时间下某一范围内钻孔瓦斯抽出量与该范围内煤层瓦斯储量之比。14221工作面试验出间距为1.5 m和2.5 m钻孔组瓦斯预抽率与时间的关系如图5所示。
从图5可以看出: (1) 在钻孔有效抽放时间内, 当抽放时间相同时, 钻孔间距越小, 预抽率越高;反之亦然。这就是说, 对不同钻孔间距的钻孔而言, 要达到相同的预抽率, 间距大的钻孔所需时间长, 间距小的钻孔所需时间短。 (2) 预抽率随时间延长有整体增加的趋势, 但增加的速度逐渐减小并趋于零;对于一定孔间距的钻孔而言, 当抽放时间达到某值时, 抽放率几乎与抽放时间的延长无关, 即存在一个合理预抽时间的概念。 (3) 当钻孔间不存在抽放效应重叠时, 不同孔间距的钻孔组有各不相同的极限抽放率。孔间距小者, 极限抽放率大;孔间距大者, 极限抽放率小。
3 煤层瓦斯合理预抽期评价
3.1 合理预抽期主要影响因素
煤层瓦斯合理预抽期是在合理的预抽方式和合理的预抽钻孔参数条件下, 为达到预定的瓦斯抽放效果所需要的预抽瓦斯时间。合理预抽期不是一个常量, 它是一个受多种因素影响的变量, 因此, 相同的煤层可能有不相同的合理预抽期, 而不相同的煤层也可能有相向的瓦斯合理预抽期。影响煤层瓦斯合理预抽期的主要因素有煤层开采所要求的瓦斯预抽率、钻孔实际预抽率和采掘接替和巷道维护三个方面。
合理预抽期与采掘接替紧张程度有关, 当采掘接替非常紧张时, 合理预抽期不能无限度增加, 应尽量服从采掘接替的需要;采掘接替不紧张时, 合理预抽期应尽可能满足防突型预抽、减风型预抽所需的瓦斯预抽率的要求。预抽期的长短应考虑巷道维护等经济因素, 当预抽时间可以足够长时, 合理的预抽期必须考虑增加预抽时间造成的巷道维护费的增长因素, 不能顾此失彼, 特别是对于巷道难以维护的煤层。
3.2 合理预抽期评价模型的建立[2]
影响煤层瓦斯合理预抽期的主要因素有开采煤层需要的瓦斯预抽率、预抽钻孔实际瓦斯抽放率、采掘接替以及巷道维护等。煤层瓦斯预抽的主要目的是防止煤与瓦斯突出或降低工作面通风压力, 因此, 在建立煤层瓦斯合理预抽期评价模型时, 不可多考虑采掘接替和巷道维护因素, 对这两个因素只作为约束条件对合理预抽期加以限制。
3.2.1 防突型合理预抽期评价模型
所建立的防突型合理预抽期评价模型如下:
式中, ηs为预抽孔瓦斯实际抽放率, %;ηx为防突型预抽率要求的瓦斯抽放率, %;Thcl为防突型预抽煤层瓦斯合理预抽期, d。
Thcl<360表示对于新安矿区煤层条件、采掘接替和巷道维护情况下的合理预抽期的上限值。
3.2.2 减风型合理预抽期评价模型
式中, Thc2为减风型预抽煤层瓦斯合理预抽期, d;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;W0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;L0为工作面长度, m;d1为巷道预排瓦斯等值宽度, m;M0为煤层厚度, m;r为煤的密度, t/m3;z为预抽钻孔间距, m;Qy为煤层不预抽时工作面瓦斯涌出量, m3/min;Qfp为工作面通风所能稀释的瓦斯量, m3/min。qc0为100 m钻孔初始瓦斯抽放量, m3/min·hm;L1为预抽钻孔平均单孔长度, m;k为预抽钻孔布孔方式系数, 回风巷或进风巷单向布孔时, k=1;回风巷和进风巷双向布孔时, k=2。
3.2.3 防突、减风复合型合理预抽期评价模型
新安煤田煤层预抽既具有防突又具有减风的目的, 属于防突、减风复合型预抽, 此种类型的煤层瓦斯合理预抽期评价模型如下:
式中, Thc为防突、减风复合型预抽煤层瓦斯合理预抽期, d。
将新安矿煤层瓦斯合理预抽期评价计算参量值代入相应的公式计算, 结果分别为:防突型合理预抽期Thc1=256 d;减风型合理预抽期Thc2=195 d。
由于新安煤田煤层瓦斯防突、减风复合型合理预抽期应取防突型合理预抽期、减风型合理预抽期的最大值, 则新安煤田煤层瓦斯合理预抽期Thc=256 d。
通过进一步的评价计算, 认为新安煤田煤层开采时, 煤层瓦斯含量在10～15 m3/t范围时, 采用孔间距为2 m的平行钻孔预抽方式, 煤层瓦斯合理预抽期为250 d左右, 即8～9个月。
4 预抽方案优化设计
4.1 煤层瓦斯合理预抽方式的建议
煤层瓦斯合理预抽方式是指在一定的煤层赋存条件下, 具有瓦斯抽放效果最好、工程量较小、施工作业相对容易的煤层瓦斯预抽方法。当采用一种以上钻孔方式预抽煤层瓦斯时, 合理瓦斯预抽方式的确定主要相同钻孔密度下的瓦斯抽放率、达到相同瓦斯抽放率所需钻孔密度以及钻孔施工作业难易程度等三方面着手。
新安煤田煤层抽放主要采用平行钻孔或者扇形钻孔的设计方式, 一定程度上消除了瓦斯的威胁, 不过, 从瓦斯抽放效果、工程量和钻机施工难易程度等方面综合来考虑, 在以后的钻孔设计方面建议尝试采用交叉钻孔的设计方式。
4.2 交叉钻孔提高瓦斯抽放效果机理研究
(1) 当交叉钻孔的高程差、孔间距、夹角和交叉点数量适宜时, 平行钻孔和斜向钻孔之间由于应力的空间叠加, 钻孔的破坏区能形成相互影响带和充分影响带, 在相当程度上增加了钻孔破坏区的体积, 增大了孔周破坏区的连通性, 提高了钻孔控制区内煤层的透气性。
(2) 由于孔周破坏区的连通性的出现, 使得钻孔控制区内的煤层及煤层钻孔之间形成了有无数个相互连通点的复杂联通网络, 这样有效地克服了单纯平行钻孔布孔方式下由于塌孔而导致的钻孔抽不出瓦斯或抽出瓦斯量减小的缺陷;在交叉钻孔布置方式下, 个别或少部分钻孔的塌孔现象, 不会造成抽放钻孔内塌孔而报废, 相当于增加了钻孔有效长度。
(3) 交叉钻孔布置方式中, 由于平行钻孔和斜向钻孔相间布置, 与单纯的平行钻孔或斜向钻孔布置方式相比, 钻孔和煤层的解理、节理以及裂隙的连通概率、频度得以增加, 煤层裂隙和钻孔的连通性得以进一步改善。
(4) 交叉钻孔布置方式中, 由于存在迎面斜向钻孔, 因此比单纯的平行钻孔有更多的边采边抽钻孔和更长的抽放时间, 具有提高瓦斯抽放效果的作用。
参考文献
[1]张子戌.瓦斯地质与瓦斯防治进展[M].北京:煤炭工业出版社, 2007
钻孔预抽煤层瓦斯影响规律研究 第2篇
1 钻孔瓦斯抽采物理假设
煤在形成过程中受到很多因素的影响,使煤层具有非均质性,但在一个较大的区域内,除断层等地质构造带外,煤层可以看作是均质的,其内的原始瓦斯压力在一定的区域内也可以看作是均匀的。为方便问题简化,按以下假设来推导瓦斯流动方程:
1) 煤层顶底板透气性比煤层要小得多,因此,可以将煤层顶底板视为不透气岩层;
2) 煤层各向同性,透气性系数及孔隙率不受煤层中瓦斯压力变化的影响,但在钻孔周围的卸压范围内增大;
3) 瓦斯可视为理想气体,瓦斯渗流过程按等温过程来处理;
4) 吸附瓦斯符合朗格缪尔方程,煤层中瓦斯解吸在瞬间完成;
5) 瓦斯在煤层中的流动服从达西定律。
2 钻孔瓦斯抽放数学模型
2.1 钻孔瓦斯流动方程
煤体抽采钻孔瓦斯流动为径向流动[5],如图1所示。在以上假设的基础上,根据流体在多孔介质中的质量守恒定律,得到如下方程组:
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式中:ρ为瓦斯压力p时的瓦斯密度,t/m3;v为瓦斯流动的速度向量,m/d;M为单位体积煤体所含的瓦斯量,t/m3;k为煤的渗透率,m2; μ为瓦斯的绝对黏度,MPa·d; ρN 为瓦斯压力pN 时的瓦斯密度,t/m3;pN 为1个标准大气压,MPa;p为煤层瓦斯压力,MPa。
考虑瓦斯在煤层中流动时的连续方程、运动方程和状态方程[6],可得:
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式中:undefined; t为瓦斯在流动过程中的温度,℃;λ为煤层透气性系数,m2/(MPa2·d),λ=K/2μpu 。
令式(2)中的p2=U,得:
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式中undefined。
井下大多数瓦斯流场都可以简化为一维平行流动、一维径向流动和二维平面流动的有限流场及无限流场或它们的组合[7]。顺层预抽钻孔抽采瓦斯流场是二维平面流动的有限流场,因此有:
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式中λ=f(x,y)。
2.2 瓦斯流动方程的定解条件
瓦斯流动属于弹性驱动方式下的渗流,特点是流动最先发生在煤层的暴露面,然后流动不断向纵深发展。设煤层暴露面外界压力为常压p1;在原始状态,煤层内各点瓦斯压力为p0。在t=0时刻,层内各点瓦斯压力为p0。在开始流动的一个极短瞬间,煤壁上的瓦斯压力由p0降至p1,与此同时,在煤层内部形成一个降压区域。瓦斯流动有限流场的外边界没有瓦斯源,即当流场影响到边界以后,始终有∂p/∂xx=t=0。该流场的定解初始条件:t=0,U=U0=p02。其边界条件为
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式中:r为钻孔半径,m;U为煤层中原始瓦斯压力的平方,MPa2;U1为钻孔中瓦斯压力的平方,MPa2;p0为煤层中原始瓦斯压力,MPa;p1为钻孔中的瓦斯压力,MPa;m为煤层厚度之半,m。
3 煤层瓦斯抽采效果影响规律数值研究
对于模拟复杂流场结构的不可压缩/可压缩流动来说,FLUENT是很理想的软件。对于不同的流动领域和模型,FLUENT公司还提供了其他几种解算器,其中包括NEKTON,FIDAP,POLYFLOW,IcePak以及MixSim。
3.1 模型的建立
以工作面顺层预抽钻孔为例,取垂直于钻孔的单位厚度的截面作为计算的平面模型,钻孔位于模型中心处,采用三角形单元共划分10 028个节点,19 572个单元。
3.2 模拟结果分析
3.2.1 抽采时间的影响
在煤层渗透率为4.5×10-16 m2,钻孔直径75 mm,瓦斯压力0.25 MPa,抽采负压30 kPa的情况下,不同抽采阶段煤层瓦斯压力分布见图2—5。根据《煤矿安全规程》规定,有效性指标定为抽采率大于30%,则把当煤层瓦斯压力降低30%时等压线位置距钻孔中心距离确定为抽采半径。由图2—5可得到不同抽采时间下的抽采半径,如图6所示。由图6可知随着抽采时间增加,抽采影响区域逐渐增大,但是抽采流量呈负指数规律逐渐减小并趋于平稳。
3.2.2 抽采负压的影响
同理可以模拟得到煤层渗透率4.5×10-16 m2,钻孔直径75 mm,瓦斯压力0.25 MPa,抽采负压15,30, 45 kPa情况下煤层压力分布及抽采量变化规律,见图7。由图7可知,抽采负压对抽采半径的影响不大,但对瓦斯抽出量有较大影响,因此,在保证钻孔封孔质量的基础上,应在设备允许的情况下,尽可能提高抽采负压来增加瓦斯抽采量。然而抽采瓦斯的实践经验表明,由于受管路及钻孔密封性的影响,提高负压会增加巷道空气的漏入;另外由于抽瓦斯泵所能达到的负压值也有一定的限度,要把抽采负压提得很高是有困难的。因此选择合理的抽采负压是必要的,根据模拟结果,钻孔的抽采负压应保持在15～30 kPa。
3.2.3 渗透率的影响
钻孔直径75 mm,瓦斯压力0.25 MPa,孔口负压30 kPa时,不同煤层渗透率下(分别取4.5×10-16 ,4.5×10-17 ,4.5×10-18 m2)瓦斯压力及抽采量的变化规律模拟研究结果见图8,煤层渗透率对钻孔抽采半径及瓦斯抽采量有较大影响,渗透率大的煤层比渗透率小的煤层瓦斯流量随抽采时间降低得快。
3.2.4 煤层瓦斯压力的影响
数据模拟煤层渗透率4.5×10-16 m2,钻孔直径75 mm,抽采负压30 kPa,瓦斯压力在0.25,0.50,0.95 MPa情况下煤层压力分布及抽采量变化规律研究表明,煤层瓦斯压力对于钻孔的抽采半径影响不大,但对钻孔的抽采量影响较大,如图9所示。根据朗格谬尔方程可知,在其他条件相同的情况下,瓦斯压力越大,煤层瓦斯含量也就越大,相应的钻孔抽采量也增加。
3.2.5 钻孔直径的影响
煤层渗透率4.5×10-16 m2,抽采负压30 kPa,瓦斯压力在0.25 MPa情况下,不同钻孔直径(100,110 mm)的瓦斯压力分布及抽采量变化规律研究结果表明,在时间相同时,钻孔直径对抽采半径及抽采量影响较大,如图10—12所示,随着直径的增大,抽采半径及抽采率越高,而其增长的幅度远比直径增长的幅度小。结合现场实际钻孔直径取75～100 mm较合适;随着钻孔直径的增大,孔壁煤的暴露面亦增大,瓦斯涌出量也会增加,因此有条件时可采用大直径钻孔抽采瓦斯。
(抽采半径10.5 m)
(抽采半径12 m)
4 结论
1) 随着抽采时间增加,抽采影响区域逐渐增大,但是抽采流量呈负指数规律逐渐减小并趋于平稳。
2) 抽采负压对抽采半径的影响不大,但对瓦斯抽出量有较大影响。因此,在保证钻孔封孔质量的基础上,应在设备允许的情况下,尽可能提高抽采负压来增加瓦斯抽采量,至少抽采实践中应选择适当的抽采负压值来保证瓦斯抽采量。
3) 煤层渗透率对钻孔抽采半径及瓦斯抽采量有较大影响,渗透率大的煤层比渗透率小的煤层瓦斯流量随抽采时间降低得快。因此,实践中要通过充分利用开采引起的渗透率变化或采用各种技术手段提高渗透率来保证较高的瓦斯抽采量。
4) 煤层瓦斯压力对于钻孔的抽采半径影响不大,但对钻孔的抽采量影响较大。因此,对于不同地质赋存条件的原始煤层,实践中设计预抽煤层钻孔时不要企望较高的煤层瓦斯压力就一定能获得在较大范围内较高的瓦斯抽采量。
5) 在时间相同时,随着钻孔直径的增大,抽采半径及抽采率越高,而其增长的幅度远比直径增长的幅度小。因此,结合现场实际,钻孔直径取75～100 mm较合适;随着钻孔直径的增大,孔壁煤的暴露面亦增大,瓦斯涌出量也会增加,因此有条件时可采用大直径钻孔预抽本煤层瓦斯。
参考文献
[1]余楚新.煤层中瓦斯富集、运移的基础与应用研究[D].重庆:重庆大学,1993.
[2]孙可明,梁冰,朱月明.考虑解吸扩散过程的煤层气流固耦合渗流研究[J].辽宁工程技术大学学报:自然科学版,2001,20(4).
[3]孙可明,梁冰.煤层气在非饱和水流阶段的非定常渗流摄动解[J].应用力学学报,2002,19(4):101-104.
[4]刘建军.煤层气热—流—固耦合渗流的数学模型[J].武汉工业学院学报,2002(2):91-94.
[5]孙培德.煤层瓦斯流动方程补正[J].煤田地质与勘探,1993,21(5):61-62.
[6]谭学术,袁静.矿井煤层真实瓦斯渗流方程的研究[J].重庆建筑大学学报,1986(1).
高地应力突出煤层平行钻孔预抽瓦斯 第3篇
在国内外突出矿井预抽本煤层瓦斯过程中, 由于抽放钻孔设计不合理、抽放时间不足, 使本煤层的预抽率较低, 抽放效果不明显, 生产过程中时有突出事故发生。随着瓦斯抽放技术的日益成熟和完善, 本煤层钻孔预抽瓦斯在国内外许多矿井的成功应用, 有效地缓解了突出矿井生产过程中由于瓦斯带来的压力。尚庄煤矿煤层埋藏深度达700 m, 地应力较大, 煤的坚固性系数f较小, 且有明显的软分层, 其厚度为0.2～0.6 m。在以往的本煤层预抽中, 该矿采用交叉钻孔, 由于地应力较大, 钻孔塌孔、垮孔严重, 钻孔工程量较大, 同时钻孔施工过程中, 时常发生夹钻、卡钻现象, 钻孔成孔率较低, 钻孔平均抽放浓度为18%, 钻孔抽放量为0.013 6 m3/ (min·hm) , 钻孔抽放效果不理想。采用平行钻孔进行本煤层瓦斯预抽可以减少钻孔工程量, 减少钻孔间的交叉影响, 提高钻孔成孔率, 进而提高钻孔抽放效果。为此, 对尚庄煤矿本煤层平行钻孔预抽瓦斯的预抽参数和合理预抽期等问题进行研究。
1 工程背景
江西丰城矿务局尚庄煤矿是丰城河西煤田坞社里矿区的一部分, 东北以无煤区与八一矿相邻, 西南以F9断层、西北 (深部) 以F13断层为界, 东南 (深部) 以-750 m煤层底板等高线为界。矿区走向长约5.1 km, 倾斜宽约2.65 km, 面积约为13.288 km2。主采B4煤层为中厚煤层, 煤厚2.0～3.0 m, 平均厚2.2 m, 倾角10°～23°。煤层结构复杂, 井筒以西煤层分叉为B4a和B4b。B4b煤层结构复杂, 赋存稳定, 全井可采;B4a煤层结构简单, 赋存不稳定, 局部可采。矿井相对瓦斯涌出量为37.50 m3/t, 相对CO2涌出量为12.97 m3/t, 该矿为煤与瓦斯突出最严重的煤矿之一, 1977年11月24日发生首次突出后, 至今共发生了61次突出事故, 累计突出煤量5.817 kt, 最大突出强度为895 t, 平均突出强度104 t。
尚庄煤矿367工作面位于矿井井筒东部, -650 m水平东翼采区, 其上部回风巷邻近365工作面采空区, 西边为368工作面, 东南面为未采动的B4煤层, 标高为-540.1～-637.4 m, 垂深为582～671.1 m, 工作面可采走向长度为550 m, 平均倾斜长150 m, 煤层厚为1.4～4.0 m, 平均厚为3.2 m, 平均倾角为14°, 煤的坚固性系数为0.4, 其具体位置见图1。
2 抽放钻孔瓦斯涌出特征
在抽放负压相对稳定的条件下, 钻孔的初始瓦斯抽放量 (qc0) 和瓦斯抽放量衰减系数 (β) 决定着钻孔瓦斯抽放效果。qc0越大, β越小, 则钻孔瓦斯抽放效果越好;反之则越差[1]。
为了考察平行钻孔本煤层预抽瓦斯效果, 对表征钻孔瓦斯抽放量随时间变化规律的特征参数qc0和β进行测定。为了保证测定结果的准确性和代表性, 采用了按钻孔间距分组测定的方法[2]:测定时根据各组钻孔的抽放瓦斯总量、抽放混合瓦斯浓度和组内钻孔总长度, 计算每100 m钻孔平均瓦斯抽放纯量 (qc) , 并根据组内钻孔的平均抽放时间 (t) 形成测定数组 (t, qct) 。qc0和β值可根据数组 (t, qct) 按照负指数关系进行回归拟合, 负指数关系式为
qct=qc0e-β t (1)
式中:qc0为钻孔初始瓦斯抽放量, m3/ (min·hm) ;qct为 抽放时间t时每100 m钻孔平均瓦斯抽放量, m3/ (min·hm) ;β为钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;t为钻孔组平均抽放时间, d。
对式 (1) 积分, 可以得到任意时间t内钻孔瓦斯抽放总量:
Qct=Qc∞ (1-e-β t) (2)
式中:Qct为时间t内钻孔组瓦斯抽放总量, m3;Qc∞为时间t→∞时钻孔组极限瓦斯抽放量, m3。
3 试验方案及抽放效果分析
根据367工作面的实际情况以及矿井的生产接替安排, 在工作面运输巷内按不同间距进行分组布置钻孔。沿工作面切眼向运输巷口方向分别布置3种不同间距的钻孔 (见图1) , 钻孔布置参数见表1, 采用水泥砂浆封孔, 其深度为10 m, 抽放负压为3～10 kPa, 采用孔板流量计测量抽放管路中的流量。
施工8组不同间距钻孔, 采用各组钻孔分别计量的方法, 根据监测数据可得:钻孔平均抽放浓度为35.6%, 平均抽放量为0.048 m3/ (min·hm) 。分析计算出钻孔抽放量与抽放时间的关系 (见图2) , 同时可以得出各组钻孔的极限抽放量。图2 (a) 为第1组钻孔 (钻孔间距为4 m) 区段, Qc∞为93 520 m3, β为0.011 7 d-1;图2 (b) 为第5组钻孔 (钻孔间距6 m) 区段, Qc∞为106 608 m3, β为0.011 8 d-1;图2 (c) 为第8组钻孔 (钻孔间距8 m) 区段, Qc∞为106 167 m3, β为0.010 8 d-1。
4 平行钻孔预抽参数确定
煤层瓦斯合理预抽期是在合理的抽放方式和钻孔参数条件下, 为达到预定的瓦斯抽放效果所需的预抽瓦斯时间, 达到消除煤层突出危险性。合理预抽期不是一个常量, 而是一个受很多因素影响的变量, 其主要影响因素有[3,4]:
1) 煤层开采所需抽放率。
对具有突出危险性煤层开采而言, 为了防止煤与瓦斯突出事故的发生, 需要预抽瓦斯率由下式确定:
式中:η为防突预抽要求的预抽率, %;M为煤的水分, %;q为煤的孔隙率, %;ρ为煤的密度, t/m3;p0为煤层原始瓦斯压力, MPa;p1为煤层不发生突出时的临界瓦斯压力, 若无实测临界瓦斯压力, 按照《防治煤与瓦斯突出细则》取0.74 MPa;a, b为煤对瓦斯的吸附常数。
2) 预抽钻孔实际瓦斯抽放率。
在预抽方式一定时, 预抽钻孔实际瓦斯抽放率主要受煤层透气性系数、100 m钻孔初始抽放量、钻孔瓦斯抽放量衰减系数、钻孔密度、钻孔长度和煤层原始瓦斯含量等因素的综合影响, 钻孔实际瓦斯抽放率为
式中:ηs为预抽钻孔实际瓦斯抽放率, %;t1为预抽钻孔平均预抽时间, d;L1为预抽钻孔平均单孔长度, m;W0为煤层原始瓦斯含量, m3/t;L0为工作面长度, m;d1为巷道预排瓦斯等值宽度, m;M0为煤层厚度, m;z为钻孔间距, m。
3) 采掘接替和巷道维护。
预抽钻孔的合理预抽时间受到采掘接替的直接影响和巷道维护方面经济上的影响, 采掘接替允许最长抽放时间为360 d。
通过对式 (3) 和式 (4) 联合求解, 可以得到合理预抽时间:
将367工作面具体参数代入式 (5) 研究分析发现, 抽放负压在3～10 kPa, 钻孔间距为4 m时, 合理抽放时间不小于80 d;钻孔间距6 m时, 合理抽放时间不小于140 d;钻孔间距为8 m时, 合理抽放时间不小于250 d。预抽消除煤层突出危险性, 使煤层残余瓦斯压力降至0.74 MPa, 残余瓦斯含量降至7.44 m3/t, 其抽放率达48%, 这与实测结果相吻合。实测钻孔合理抽放时间与抽放率的关系见图3。
5 结语
根据对高地应力突出煤层进行平行钻孔预抽本煤层瓦斯试验发现, 平行钻孔在此条件下进行瓦斯预抽能提高其钻孔成孔率和抽放效果, 使钻孔平均抽放浓度提高2倍, 平均100 m钻孔抽放量提高3倍。同时根据实测数据分析得出平行钻孔预抽煤层瓦斯抽放参数, 确定不同间距钻孔合理的预抽期, 消除矿井工作面回采期间煤层突出危险性, 保障矿井安全生产。
摘要：结合矿井实际, 在综合分析平行抽放钻孔瓦斯涌出规律的基础上, 在高地应力突出煤层中进行平行钻孔预抽本煤层瓦斯, 并对钻孔抽放效果进行分析, 最后通过钻孔抽放效果评价得出平行钻孔预抽高地应力煤层瓦斯的合理预抽时间, 对矿井合理安排采掘接替、消除工作面突出危险性具有指导作用。
关键词：高地应力,煤与瓦斯突出,平行钻孔
参考文献
[1]林伯泉, 张建国.矿井瓦斯抽放理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1996.
[2]于不凡.煤矿瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.
[3]苗六县.钻孔预抽本煤层瓦斯合理预抽期评价模型[J].北京工业职业技术学院学报, 2006 (3) :38-41.
煤层预抽 第4篇
关键词：突出煤层群,钻孔参数,抽采时间
煤矿瓦斯抽采方式及抽采钻孔布置与矿井瓦斯高效安全治理息息相关[1,2,3,4], 其抽采方式的选择和抽采钻孔的合理参数确定直接影响到瓦斯抽采效果的好坏。
1 矿井概况
某矿为基建矿井, 设计年产120万t/a, 井田走向长7.05~13.90 km, 倾斜宽1.17~5.48 km, 面积约48.778 5 km2, 开采标高+1 700~+800 m。根据井田范围内煤层赋存特征, 煤层分为上下2个煤组, 6、6-1和7号煤层为上煤组, 其他煤层属于下组煤, 上下组煤之间层间距为93.60~138.50 m, 平均间距为115 m。上组6号煤层为主采煤层, 下组16号煤层为主采煤层, 其他煤层为可采或局部可采煤层。其上下煤组及煤层赋存如图1所示。
矿井地质构造复杂, 煤层瓦斯含量15~22 m3/t, 煤层透气性系数0.052 9~0.239 4 m2/ (MPa2·d) , 煤层透气性差, 矿井保护层开采时开采层瓦斯治理困难, 其中, 井田范围内6号、7号、16号煤层均鉴定为突出煤层, 属于突出煤层群开采, 近距离煤层群采动影响后邻近层瓦斯涌出治理难度较大。为了实现矿井瓦斯有效治理和矿井安全生产, 对该矿进行突出煤层群开采煤巷条带预抽瓦斯设计研究。
2 瓦斯抽采巷层位、位置确定
瓦斯抽采巷层位和位置的合理选择, 对瓦斯抽采巷掘进期间的安全掘进、煤巷条带抽采的钻孔工程量、邻近层卸压瓦斯的抽采方法和钻孔工程量有重要影响[5,6]。基于上述原则, 确定矿井上下煤组瓦斯抽采巷的层位和位置。
2.1 下煤组
按照矿井确定不同分区的开采程序, 首采下煤组的分区为一、三分区, 即首采下煤组的16号煤层, 16号煤层顶板30 m范围内赋存砂质泥岩、砂质灰岩 (辅标) 、粉砂岩、细砂岩、全区稳定, 在10~30 m范围内有2层赋存极不稳定的14、15号煤层。14号煤层厚为0.37~2.28 m, 平均厚0.95 m;15号煤层厚为0.20~1.33 m, 平均厚0.48 m。其中一分区16号与17号煤层平均层间距为7.52 m, 17号与20号煤层平均层间距为21.59 m;三分区16号与17号煤层平均层间距为8.46 m, 17号与20号煤层平均层间距为18.05 m。17号煤层与20号煤层间赋存2层不稳定的薄煤层18、19号煤层, 18号煤层厚为0.13~0.90 m, 平均厚0.35 m;19号煤层厚为0.10~0.85 m, 平均厚0.32 m。
结合《防治煤与瓦斯突出规定》21条要求, 从一、三分区下组煤的煤层赋存间距及层间岩性来看, 在16号煤层顶板10~30 m范围内具备布置顶板专用瓦斯抽放巷的条件。
顶板瓦斯抽放巷的层位布置应不受16号煤层采动影响而发生破坏、垮落。一分区16号煤层平均厚度为1.76 m, 三分区16号煤层的平均厚度为2.50 m, 其一、三分区16号煤层开采后的最大垮落带高度[7]按照公式 (1) 进行计算:
其中, Hm为最大垮落带高度;M为煤层采厚;K为垮落岩石碎胀系数, 按照煤层层间岩性考虑, 取1.2;α为煤层倾角, 取15°;W为垮落过程中顶板的下沉值, 通常取0.2 m。
根据最大垮落带高度计算公式计算得出, 一分区16号煤层Hm=9.24 m, 三分区16号煤层Hm=11.91 m。因此, 16号煤层的顶板瓦斯抽放巷宜选择在距离16号煤层法距约12 m处。
根据下煤组16号煤层赋存条件, 结合煤巷条带预抽的钻孔工程量、钻孔施工难度等方面进行分析, 确定下煤组16号煤层顶板瓦斯抽采巷布置在回采工作面区段石门同一标高处 (图2) 。
2.2 上煤组
矿井首采上煤组的分区为二分区, 即首采上煤组的7号煤层, 上煤组7号煤层顶板存在6-1和6号煤层且为突出煤层。由于7号与6-1号煤层之间层间距为10.90~25.50 m, 平均17.70 m, 煤层间距变化较大, 在7号煤层顶板布置专用瓦斯抽采巷存在误穿突出煤层的安全风险。因此, 7号煤层不具备布置顶板专用抽放巷的条件。二分区7号煤层底板为细砂岩、粉砂岩和石灰岩, 在底板9.56~29.40m之间、平均16.59 m处赋存有1层平均厚2.34 m的石灰岩标五, 该标志层全区稳定。在标五上部6.3~14.2 m虽然有赋存不稳定的9号、8号煤层, 但这两层煤均为厚度约为0.3 m的煤线;在标五下部10 m范围内赋存砂质泥岩或粉砂岩、10号煤层煤线、粉细砂岩互层等。因此, 在7号煤层底板具备布置底板专用瓦斯巷的空间条件。
利用内错40 m的瓦斯抽采巷补充穿层钻孔的区域防突措施, 在标五层位处沿岩层走向直接掘进瓦斯抽采进风巷、回风巷;瓦斯抽采巷处于回采工作面下部, 瓦斯抽采回风巷、进风巷通过切眼贯通后形成全负压通风系统。其布置方式如图3所示。综上所述, 确定上煤组7号煤层瓦斯抽采巷布置在7号煤层底板标五层位处, 与工作面内错40 m布置。
3 煤巷条带预抽钻孔间距确定
煤巷条带预抽钻孔的主要参数为钻孔终孔间距, 该参数是影响煤巷条带预抽钻孔在一定时间条件下抽采效果的主要因素。而抽采钻孔间距的大小选择又与矿井抽掘采衔接、钻孔施工技术和装备条件有关, 在现有的钻孔施工工艺和装备条件下, 选择钻孔合理间距应遵循“抽采时间长、钻孔施工短”原则。由于该矿处于基建阶段, 可参照相似矿区煤巷条带瓦斯预抽效果及经验进行分析。
3.1 抽采达标时间分析
根据该矿的瓦斯赋存情况, 煤层瓦斯含量为15~22 m3/t, 煤层透气性系数为0.052 9~0.239 4m2/ (MPa2·d) 。从类似矿区瓦斯抽采效果 (表1) 来看, 在不采取强化抽采措施条件下, 可预测在煤层瓦斯含量15~22 m3/t的条件下, 煤巷条带预抽钻孔间排距均为5 m时, 其抽采达标时间应不小于2 a, 间排距均为3 m时, 抽采达标时间应不小于1 a。
由于抽采达标时间过长不利于矿井按期投达产, 因此, 可利用煤层增透措施来强化煤层瓦斯抽采[8,9], 缩短抽采时间。近年来, 针对水力压裂工艺和装备开展了大量研究, 煤层增透效果显著, 目前已在重庆松藻、淮南等矿区进行推广使用 (表2) 。
从表2可知, 试验矿区在水力压裂前后煤层增透效果显著, 煤层透气性系数增加100倍左右, 达标时间减少一半左右, 抽采钻孔间距由原来的3 m增加到6 m左右。对于该矿, 若采用水力压裂后, 在钻孔间距不大于6 m时, 其抽采达标时间减少至1 a以内是可行的。确定压裂后穿层钻孔间距为3~5m, 压裂后抽采达标时间为12个月。
3.2 煤巷条带预抽钻孔间距研究
针对不同间排距钻孔对井下钻孔施工工艺、施工时间和矿井抽掘采衔接影响程度进行对比分析, 综合确定合理的钻孔间距。
(1) 作业人数分析。以岩巷掘进速度100 m/月、煤巷条带预抽钻孔施工速度能够跟上岩巷掘进速度为例, 预抽钻孔孔底间距分别为3 m和5 m时, 其掘进的岩巷内同时作业人数分析见表3。预抽钻孔孔底间距为3 m相比孔底间距为5 m时, 巷道内同时作业的人数多4~10人, 而根据该矿区的实际情况来看, 同一作业巷道内的人数在10人左右较为合适。因此, 从掘进的岩巷内同时作业人数分析, 煤巷条带预抽钻孔间排距宜采用5 m×5 m。
(2) 从施工时间分析。预抽钻孔孔底间距为3m和5 m时, 以工作面走向长2 000 m, 3台钻机同时施工钻孔时, 所需钻孔工程量、施工时间情况见表4。当选择钻孔孔底间排距均为3 m时, 穿层钻孔施工滞后于瓦斯巷 (岩巷) 掘进工程, 其16号煤层和7号煤层的钻孔施工时间分别滞后岩巷施工时间7.8个月和21.2个月;而采用钻孔孔底间排距均为5 m时, 钻孔工程量小, 且煤巷条带穿层钻孔施工速度能够跟上岩巷的掘进速度。因此, 从钻孔工程量和岩巷施工时间分析, 煤巷条带预抽宜采用间排距均为5 m的钻孔。
(3) 从采掘接替分析。以工作面走向长2 000m、3台钻机 (人数适合) 同时施工, 以岩巷开始掘进为起始时间、以巷道掘进到切眼位置为终止时间为例 (0.8个月为增透措施实施时间) 对采掘接替情况进行分析 (表5) 。
预抽钻孔孔底间排距均为3 m和5 m时, 预抽达标后巷道达到切眼时间、工作面准备时间见表5。从表5可以看出, 当选择钻孔孔底间排距均为3 m时, 在抽采达标条件下一分区16号煤层和二分区7号煤层工作面准备时间分别为33.8个月和47.2个月, 而选择钻孔孔底间排距均为5 m时, 在抽采达标条件下一分区16号煤层和二分区7号煤层工作面准备时间为32.8个月, 采掘接替不紧张。因此, 煤巷条带预抽钻孔间排距宜采用5 m×5 m。
结合作业人数、施工时间及采掘接替情况, 确定煤巷条带预抽钻孔间排距选择5 m×5 m。
4 钻孔合理布置
4.1 下煤组16号煤层煤巷条带钻孔
矿井首采下组煤16号煤层时, 在16号煤层顶板法距约12 m处布置顶板抽采巷预抽16号煤层工作面, 煤巷条带, 瓦斯抽采回风巷、进风巷布置在工作面区段石门同一标高。在下组煤16号煤层煤巷条带预抽钻孔布置间排距为5 m×5 m, 顶板瓦斯抽采巷采用胶带运输, 预抽钻孔平行布置, 钻孔呈扇形布置, 采用强化预抽措施, 预抽时间为12个月。当煤层属于倾斜煤层时, 其煤巷条带预抽钻孔控制工作面巷道上帮轮廓线外至少20 m, 下帮轮廓线外至少10 m;若煤层属于缓倾斜煤层时, 其煤巷条带预抽钻孔控制工作面巷道上、下帮轮廓线外至少15m。其下组煤16号煤层煤巷条带预抽钻孔布置如图4所示。
4.2 上煤组7号煤层煤巷条带钻孔
矿井二分区首采上组煤7号煤层时, 在16号煤层底板标五处布置底板抽采巷预抽7号煤层工作面煤巷条带。上煤组7号煤层煤巷条带预抽钻孔布置间排距为5 m×5 m, 鉴于底板瓦斯抽采巷采用胶带运输, 预抽钻孔平行布置, 即在底板瓦斯抽采巷内每隔5 m布置一排预抽钻孔, 钻孔呈扇形布置, 采用强化预抽措施, 预抽时间为12个月。由于二分区7号煤层属缓倾斜煤层, 其煤巷条带预抽钻孔控制工作面巷道上、下帮轮廓线外至少15 m。其上煤组7号煤层煤巷条带预抽钻孔布置如图5所示。
5 结语
根据矿井特殊地质情况, 对该矿进行突出煤层群开采煤巷条带预抽瓦斯研究。
(1) 确定了上下煤组瓦斯抽采巷合理层位和位置, 设计采用水力压裂强化抽采效果, 确定合理抽采时间为12个月及预抽钻孔间排距为5 m×5 m, 每隔5 m布置1排预抽钻孔, 钻孔呈扇形布置。相似地质条件的矿区实践证明:该方法瓦斯抽采有效, 设计合理。
(2) 由于矿井地质条件的复杂性, 突出煤层群的煤巷条带预抽瓦斯研究在一些条件上的选择是理想化的, 煤层变形和瓦斯流动均会给瓦斯预抽带来一定的影响, 邻近层和采空区的瓦斯涌出治理也有待进一步研究。
(3) 根据该矿特殊的地质条件, 对突出煤层群的瓦斯治理方式方法进行了系统研究, 为类似地质条件的瓦斯治理提供了参考依据。
参考文献
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煤层预抽 第5篇
关键词：区域防突,预抽煤层瓦斯,消突效果,评价,事故树分析法
1针对消突效果评价的FTA引入
预抽煤层瓦斯作为一种区域性防突措施,正在得到广泛的应用。其原理是通过抽放来降低煤层中的瓦斯含量和缓和煤体应力状态,从而达到防止煤与瓦斯突出的目的。而消突效果评价是“四位一体”综合防突要求的必须进行的工作。事故的发生,皆缘于事故承载体的某种能够诱导该事故的因子达到了发生事故的状态,正所谓治本需溯源,欲评价预抽煤层瓦斯的消突效果,必须先从突出事故的承载体状态和突出诱导因子的变异条件等方面进行探索研究,然后通过定性或者定量分析来确定适宜的评价方法。
事故树(分析法英文缩写FTA)是一种从结果到原因描述事故的有向逻辑树图,利用该图,既可以找到引发事故的直接原因,又能揭示发生事故的潜在因素,具有简明、形象化的特点,体现了以系统工程方法研究安全问题特有的系统性、准确性和预测性,从而为安全决策提供有效支持。针对预抽煤层瓦斯的消突效果评价工作,应用事故树分析法,可根据导致预抽后突出事故发生的各种可能途径,以及各个因素对事故发生的影响程度,找到可用于评价的关键因子,进一步分析出评价指标和方案。
由于预抽煤层瓦斯这一区域性防突措施的消突效果评价工作的复杂性,其对各种评价指标的敏感性有一定的差异。在防突措施效果检验方面,自20世纪80年代初,世界主要产煤国家就进行了很多的探索实践,目前总结出了一些较为简单可靠评价方法,包括石门揭煤、煤巷掘进工作面等各局部的检验技术措施。前苏联马凯耶夫煤矿安全研究院也曾提出按照瓦斯涌出初速度的绝对值、按照瓦斯涌出动态和瓦斯涌出初速度及钻屑量等一些评价方法。这些方法在一些矿井得到了实践并取得了一定的效果,但针对区域防突措施的消突效果评价技术还有待进一步研究。通过对很多论文及专著数据库的搜索,目前国内外针对预抽煤层瓦斯的消突效果分类评价技术研究甚少,特别是利用FTA理论来对评价指标进行排序方面的研究更为罕见。本文针对消突效果评价引入了FTA理论,供交流探讨。
2事故树模型
由于煤与瓦斯突出现象的复杂性,目前普遍承认煤与瓦斯突出是地应力、瓦斯、煤体结构等诸因素综合作用的结果,且地质构造起到主导控制作用。针对预抽后的突出,地应力应是突出的主要动力来源,高压瓦斯及破碎的煤体结构是突出的物质基础,而工程采掘活动则为突出提供了适宜的边界条件。
2.1地质构造影响
地质构造包括断层及褶皱等构造变形,是在成煤后受后期改造作用形成的,其往往对煤与瓦斯的突出条件及突出点的分布具有显著的作用与影响,而对预抽后的突出,这些作用和影响主要体现在局部煤体结构强度、储气条件等方面。局部地质构造不同,则在一定范围内的瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯涌出速度等都不尽相同。
2.2地应力影响
地应力本是地质构造运动的动力,在矿山工程或岩体工程中其可以概述为在工程岩体中存在的各种应力的综合反映,包括岩体自重应力、地质构造应力及因温度、地下水、岩石矿物等转化变质作用而产生的应力等静态应力和爆破、采动等动态应力。其是突出的主要动力来源,具有多种呈现方式。
2.3瓦斯参数影响
瓦斯参数亦是煤与瓦斯突出的必要物质,主要为煤体中的瓦斯生成量、瓦斯含量及瓦斯压力的大小等。瓦斯的生成量主要与煤的变质程度有关,而煤体中的瓦斯含量及瓦斯压力除与煤的变质程度有关外,还与煤系地层封闭瓦斯的条件有关。其中瓦斯压力和瓦斯含量对突出的影响是显而易见的,在此不再赘述。
2.4煤体结构及煤质影响
煤体结构及煤质是决定突出条件的物质基础,前者反映煤的结构特征,后者反映煤的变质程度。根据大量的突出资料统计,发生突出地点附近的煤都具有层理紊乱、煤质松软的特点,人们习惯上将这种煤称为软分层煤。其不但强度低、且孔隙性及表面积均比通常的煤要大得多。煤体结构及煤质和突出的关系主要体现在煤的强度、脆性、透气性、煤的瓦斯吸附解吸特性等方面。
2.5其它影响因子
除上述影响因子外,影响突出的因素还有很多,如煤层厚度、瓦斯放散速度、煤岩体渗透率、煤层倾角变化、开采深度等。
在充分考察了与预抽煤层瓦斯后发生突出这一顶上事件相关的各种原因的基础上,绘制出预抽后突出的事故树模型,如图1所示。
3FTA定性分析
图1的布尔代数表达式如下:
T=A·X10=(B1·B2·X9)·X10=(X1+X2+C)·(X7+X8)·X9·X10=(X1+X2+X3·D)·(X7+X8)·X9·X10=[X1+X2+X3·(X4+X5+X6)]·(X7+X8)·X9·X10 (1)
求其最小割集(即导致顶事件发生的最基本的基本事件的集合):
T=(X1+X2+X3X4+X3X5+X3X6)·(X7X9X10+X8X9X10)=X1X7X9X10+X1X8X9X10+X2X7X9X10+X2X8X9X10+X3X4X7X9X10+X3X4X8X9X10+X3X5X7X9X10+X3X5X8X9X10+X3X6X7X9X10+X3X6X8X9X10 (2)
得出其最小割集10组,如下:
K1={x1,x7,x9,x10},K2={x1,x8,x9,x10},K3={x2,x7,x9,x10},K4={x2,x8,x9,x10},
K5={x3,x4,x7,x9,x10},K6={x3,x4,x8,x9,x10},K7={x3,x5,x7,x9,x10},
K8={x3,x5,x8,x9,x10},K9={x3,x6,x7,x9,x10},K10={x3,x6,x8,x9,x10}。
K1,…,K10任何1组最小割集的基本事件同时发生,顶事件T就必然发生。
再求其最小径集(即欲使顶上事件不发生所必需的最低限度的基本事件集合):
T′=A′+X′10=(B′1+B′2+B′3)+X′10=(X′1·X′2·C′)+(X′7·X′8)+X′9+X′10=[X′1·X′2·(X′3+D′)]+(X′7·X′8)+X′9+X′10=[X′1·X′2·(X′3+X′4·X′5·X′6)]+(X′7·X′8)+X′9+X′10=X′1·X′2·X′3+X′1·X′2·X′4·X′5·X′6+X′7·X′8+X′9+X′10 (3)
得出其最小径集5组,如下:
P1={x1,x2,x3},P2={x1,x2,x4,x5,x6},P3={x7,x8},P4={x9},P5={x10}
只要P1,…,P5任何1组最小径集内的基本事件都不发生,顶事件T就不会发生。
根据最小割(径)集判断基本事件结构重要度的原则,求该系统中各基本事件结构重要度顺序如下(注:所谓结构重要度,即在FTA中,不考虑各基本事件的发生概率,或者假定各基本事件的发生概率相等,此种情况下各基本事件的发生对顶事件发生所产生的影响程度。按照惯例,结构重要系数用Iφ(i)表示,其中i指代相关的基本事件。):
原则一:最小割(径)集中单事件的Iφ(i)最大。据此判断,Iφ(x9)=Iφ(x10)>Iφ(i)。
原则二:仅在同一最小割(径)集中出现的基本事件的Iφ(i)相等。据此判断,Iφ(x7)=Iφ(x8)。
原则三:如果两个事件仅出现在基本事件个数相等的最小割(径)集中,则出现次数相等的基本事件的Iφ(i)相等;出现次数多的Iφ(i)大,出现次数少的Iφ(i)小。K1={x1,x7,x9,x10}、K2={x1,x8,x9,x10}、K3={x2,x7,x9,x10}、K4={x2,x8,x9,x10}中x1、x2在其他最小割集中未曾出现,且其在以上最小割集中出现次数相等,据此判断,Iφ(x1)=Iφ(x2);K5={x3,x4,x7,x9,x10}、K6={x3,x4,x8,x9,x10}、K7={x3,x5,x7,x9,x10}、K8={x3,x5,x8,x9,x10}、K9={x3,x6,x7,x9,x10}、K10={x3,x6,x8,x9,x10}中x3、x4、x5、x6在其他最小割集中未曾出现,其中x3出现6次、x4出现2次、x5出现2次、x6出现2次,据此判断,Iφ(x3)>Iφ(x4)=Iφ(x5)=Iφ(x6)。
原则四:如果两个事件仅出现在基本事件个数不等的若干最小割(径)集中,分情况讨论如下:若它们重复出现的次数相等,则在少事件最小割(径)集中出现的基本事件Iφ(i)大;其他错综复杂的比较情况,可采用下列近似判别计算式:
式中: I(j)—基本事件xj的Iφ(i)近似判别值,I(j)值大,则Iφ(j)大。
xj∈kr—基本事件xj属于最小割集kr。
nj—基本事件xj所在割(径)集包含的基本事件个数。
P1={x1,x2,x3}、P2={x1,x2,x4,x5,x6}、P3={x7,x8}、P4={x9}中x3、x4、x5、x6、x7、x8、x9在其他最小径集中未曾出现,且都出现一次,据此判断,Iφ(x9)>Iφ(x7)=Iφ(x8)>Iφ(x3)>Iφ(x4)=Iφ(x5)=Iφ(x6);在其10组最小割集中,依据式3-4计算:
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可知,I(3)>I(1)>I(4),即:Iφ(x3)>Iφ(x1)>Iφ(x4)。
综合以上分析结果,得出该事故树各基本事件的Iφ(i)排序如下:
Iφ(x9)=Iφ(x10)>Iφ(x7)=Iφ(x8)>Iφ(x3)>Iφ(x1)=Iφ(x2)>Iφ(x4)=Iφ(x5)=Iφ(x6)
4延伸性推理及评价元素优选
根据上述各基本事件的结构重要度排序结果,依据式(4)对x1…x10的结构重要度补充近似计算如下(注:根据最小割(径)集判断基本事件结构重要度的原则,原则一至原则四应依次采用,不允许直接对其中某一个原则或某一个公式进行简单套用,但本文中为了研究内容的计算方便,在此以上述各基本事件结构重要系数的综合排序为依据,应用式(4)进行二次计算并近似修正。):
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根据以上分析结果,依次分析消突效果评价所需的指标元素:
事件x9、x10的结构重要度最高。x9为省略事件(系统外事件),评价时应予以排除;x10所述诱导因素诱导,依据目前的理论技术水平本论文尚无法评价,故予以忽略。
x7、x8及其上级事件B2,着重描述煤体结构强度。煤体的结构强度,涉及煤的强度、硬度、脆性等自然属性,这些可以通过煤的坚固性、强度等结构和物理学特性指标进行评价衡量。
x3所述储气条件,与煤的透气性有关;其上级事件C属于可评价指标,对应瓦斯压力。
x1、x2所涉及的应力情况,可以用钻屑量、钻屑解吸等相关煤体呈现指标及钻孔瓦斯涌出速度、瓦斯放散速度等相关瓦斯呈现指标进行评价。
x4、x5、x6同属事件D。x4可用抽采率进行衡量;x6可通过瓦斯含量、煤的透气性综合反映;x5及D本身皆可通过瓦斯含量评价。
鉴于事件C属于可评价指标,对其进行结构重要系数综合计算:
undefined。
同样的,鉴于事件D亦属于可评价指标,对其进行结构重要系数综合计算:undefined。
再对可评价部分的近似结构重要系数进行重新排序如下:
I(C)>I(7)=I(8)>I(D)=I(3)>I(1)=I(2)>I(4)=I(5)=I(6)
据此阐述如下:
第一位:C事件,直接对应瓦斯压力元素。
第二位:x7、x8或B2事件,间接对应煤的坚固性、强度等结构和物理学元素。
第三位:D、x3事件,其中D直接对应瓦斯含量元素,x3间接对应煤的透气性元素。
第四位:x1、x2事件,间接对应钻屑量、钻屑解吸等相关煤体呈现指标元素及钻孔瓦斯涌出速度、瓦斯放散速度等相关瓦斯呈现指标元素。
第五位:x4、x5、x6事件,其中x4直接对应抽采率,x6直接对应瓦斯含量并间接对应煤的透气性元素,x5直接对应瓦斯含量元素。
由此可以发现,D、x5、x6事件同时对应瓦斯含量元素,其中x6虽涉及其他但大部分对应该元素,据此再对瓦斯含量元素Q进行结构重要系数近似综合计算:undefined。虽然透气性等元素也有多个事件对应,但都属于间接对应,在此暂不进行定量衡量。因此,I(C)>I(Q)>I(7)=I(8)>I(3)>I(1)=I(2)>I(4)。
综上所述,对预抽煤层瓦斯的消突效果评价元素初步优选排序如下:
第一位:瓦斯压力;
第二位:瓦斯含量;
第三位:煤的坚固性、钻孔瓦斯涌出速度、瓦斯放散速度、钻屑量、钻屑解吸、煤层透气性、抽采率等。
5结语
通过以上构造出的预抽煤层瓦斯后发生突出的事故树模型和FTA定性分析结论,得出了预抽煤层瓦斯消突效果评价因子的客观排序,能够让工程技术人员以后在对预抽煤层瓦斯消突效果评价过程当中,直接选用排名靠前的评价指标。同时也很好的解释了《防治煤与瓦斯突出规定》中相关的条款规定,为消突效果评价乃至煤矿瓦斯灾害防治工作奠定了一定的理论基础。
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煤层预抽 第6篇
1 研究地点概况
3号煤层位于山西组的下部, 上距下石盒子组底K8砂岩33.48m左右, 煤层厚度6.23m~6.66m, 平均6.43m, 厚度大且稳定。含泥岩或炭质泥岩夹矸1~4层, 一般1~2层, 夹矸单层厚度0.05m~0.3m, 结构简单-复杂。该煤层伪顶为泥岩, 直接顶为泥岩或粉砂岩, 厚度2.56m~8.24m, 老顶为砂质泥岩或中细砂岩, 厚度0~5.55m, 平均4.24m。底板为泥岩或粉砂岩, 厚5.62m~8.92m, 平均7.49m。
煤岩类型以半亮型煤为主, 呈强金属光泽;矿物夹层甚少, 常见贝壳状与眼球状断口;比重中等、致密坚硬, 裂隙少。
3号煤层原始瓦斯含量为8.43 m2/t~10.54 m3/t, 平均9.29m3/t。本次研究选择在3号煤层3401工作面, 3401工作面位于井田中北部, 为四采区首采工作面。
2 顺层交叉钻孔预抽3号煤层瓦斯效果考察
2.1 测定方法
为了考察顺层交叉钻孔预抽3号煤层瓦斯效果, 在3401工作面共施工了4组顺层交叉钻孔;交叉钻孔分两层布置, 上层为斜向钻孔, 下层为平向钻孔;每组间距为50m;钻孔孔径为Φ133mm, 钻孔间距分别为3m、4m、5m、6m;每组布置20个钻孔, 平向钻孔与斜向钻孔各10个, 钻孔孔深为120m。为了保证封孔质量, 采用囊袋式注浆封孔器进行封孔, 封孔深度为10m[2]。每10个钻孔连接于1台集气装置, 每台集气装置都安设计量设备、放水器等附属设备并与高负压抽采支管相连。
2.2 预抽效果考察
本次试验的4组顺层交叉钻孔预抽瓦斯相关参数每天测定一次, 平均测定天数约80天。通过对测定的相关数据进行汇总及分析, 得出了不同钻孔间距下预抽时间与预抽量、预抽率之间的关系。
2.2.1 顺层交叉钻孔预抽时间与预抽瓦斯量之间关系
依据每组钻孔抽采瓦斯总量、瓦斯浓度和钻孔总长度, 换算成每100m钻孔平均瓦斯抽采纯量 (qci) , 并结合组内钻孔的平均抽采时间 (t) 形成测定数组 (t, qcit) 。初始抽采纯量及抽采衰减系数值可根据 (t, qcit) 数组回归分析求得, 见图1-图4。
从图1-图4可以看出:
(1) 各组预抽钻孔平均百米钻孔初始抽采纯量qc0回归结果分别为0.0206m3/min、0.0396 m3/min、0.0262m3/min、0.0186 m3/min, 其中间距4m组孔最大、间距6m组孔最小。
(2) 各组预抽钻孔平均百米极限抽采纯量Qcj计算结果分别2602m3、2895m3、2774m3、2413m3, 其中间距4m组孔最大、间距6m组孔最小。
2.2.2顺层交叉钻孔预抽时间与预抽率之间关系
煤层瓦斯预抽率是评价钻孔预抽煤层瓦斯效果的主要指标, 它是指在一定抽采时间下某一范围内钻孔瓦斯抽出量与该范围内煤层瓦斯储量之比[3], 一般用下式计算:
式中:η-瓦斯预抽率, %;
Q抽-时间t内钻孔抽出纯瓦斯总量, m3;
L-钻孔控制范围走向长度, m;
l-抽采钻孔平均长度, m;
m0-平均煤厚, m;
r-煤的视密度, t/m3;
W0-煤层原始瓦斯含量, m3/t。
图5为顺层交叉钻孔在不同间距下预抽率与预抽时间的关系曲线 (图中长线为理论值, 短线为实测值) 。
由图5可以看出:
(1) 钻孔密度加大 (钻孔间距的缩小) 有增加瓦斯预抽率的效果[4];对不同密度的交叉钻孔而言, 要达到相同的预抽率, 所需的预抽时间不同;钻孔密度大的交叉钻孔所需的时间短, 密度小的钻孔所需的时间长。但不是越密越好, 由于存在抽采重叠区域, 即有一个合理的抽采间距, 针对本次试验, 间距4m为佳。
(2) 交叉钻孔预抽煤层瓦斯也存在有效预抽时间的限制[5], 当预抽时间在有效时间范围内增加时, 瓦斯预抽率也随之增加, 但预抽率增加的速率逐渐变小;一旦超过有效预抽时间, 预抽率基本上不随时间延长而增大。从图中可以看出, 当预抽时间达到245天时预抽率基本达到极限值。
3结语
(1) 加大钻孔密度有增加瓦斯预抽率的效果;但并不是钻孔越密越好, 因为存在抽采重叠区域, 即存在一个有效的钻孔抽采控制范围。针对永安煤矿3号煤层, 预抽钻孔间距为4m较为合适。
(2) 预抽率随预抽时间的加长有整体增加的趋势, 但增加的速率逐渐递减并接近于零。对于一定钻孔间距的钻孔而言, 当预抽时间达到某一值时, 预抽率与预抽时间的延长基本无关, 即存在一个有效的预抽时间。针对永安煤矿3号煤层, 预抽时间为245天较为合理。
摘要：本文通过对永安煤矿采用顺层交叉钻孔预抽3号煤层瓦斯相关数据的分析, 得出了不同钻孔间距下预抽时间与预抽量、预抽率之间的关系, 为今后设计交叉钻孔预抽3号煤层瓦斯的相关参数提供依据。
关键词：顺层交叉钻孔,预抽时间,预抽率
参考文献
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煤层预抽 第7篇
鹤岗示范矿区南山煤矿为煤与瓦斯突出、易自燃厚煤层群开采的典型矿井,现主要开采15号和18号煤层,其中15号煤层厚11～15 m、18号煤层厚12～14 m,平均层间距20～33 m,均属突出危险煤层,其上、下均无可选择的保护层开采条件。因此研究煤与瓦斯突出、厚煤层群保护层开采技术与瓦斯预抽防突技术,对于确保矿井安全、高效开采具有重大意义[9,10]。
鹤岗矿区南山煤矿15号煤层开采完毕后,对18号层的保护范围进行确定以及对15号层开采后保护范围的消突效果进行检验。
115号层突出厚煤层开采方案
15号层前段采用基于“保护层开采”思想的分层开采技术,首采15号层一分层作为保护层开采,使15号层底分层得到保护和消除突出危险,然后15号层底分层采用综采放顶煤技术进行高效开采。15号层后段试验工作面采用基于本煤层预抽的一次放顶煤开采技术,首先通过15号层的瓦斯预抽技术,消除15号层的突出危险,然后采用综采放顶煤一次采全高技术高效开采15号层。
通过盆地区南翼15号层一分段一分层、底分层的开采以及外延面的开采,实现了前一段通过盆地区南翼15号层一分段走向长783 m、倾斜长150 m整个工作面的开采。其目的是探索通过15号层的安全开采,作为18号煤层的保护层开采,从而使18号煤层得到保护和消除突出危险,满足综采放顶煤一次采全高高效开采技术的使用条件。
215号层开采对18号层保护范围的确定
2.1 保护作用的有效层间垂距
南山煤矿盆地区南翼15号煤层厚10.6 m,平均倾角13°,工作面走向长度783 m,开采深度500～570 m,平均535 m。
上保护层最大有效层间垂距:
S2=S′2β1β2
式中:S′2为上保护层的理论最大有效层间垂距,m;β1为保护层有效厚度影响系数;β2为层间岩石中砂岩百分含量。
综上计算得:β1=1,S′2=55,β2=0.996,S2=54.8 m,即盆地区南翼15号层一分段开采保护层后垂直方向的最大有效保护距离为54.8 m。18号层与15号层间距20～33 m,处于保护层的保护范围内,见图1。说明15号层一分段的开采对18号突出厚煤层起到了保护作用。
2.2倾斜方向保护范围的确定
开采保护层后沿倾斜方向的保护范围应按卸压角划定,见图2。
南山煤矿盆地区南翼15号煤层一分段工作面长度150 m,距18号层平均21 m,平均倾角13°,δ3=75°,δ4=75°,则底分层工作面长L=150-2×(21/tan 75)=140 m。
2.315号层一分段一分层保护层开采对底分层走向方向保护范围
一分层开采后对底分层走向方向的保护范围的确定按卸压角δ5计算,根据现场实测和防突指标考察,15号层一分段一分层的始采线和终采线按δ5=56°划定。经计算,底分层走向方向的保护范围为S=783-2×(21/tan 56)=755 m,见图3。
315号层开采后保护范围的消突效果检验
3.1 突出危险性预测单项指标测定
1) 瓦斯压力测定。2007年2—3月,在南山矿三水平-230机道、-280机道和-314机道对盆地区南翼15号层一分段开采结束后被保护层18号煤层的瓦斯压力进行了实测,沿被保护层工作面均匀布置了5个钻孔。
经过1个多月测试,实测结果:3#钻孔瓦斯压力为0.45 MPa,4#钻孔瓦斯压力为0.4 MPa,5#钻孔瓦斯压力为0.68 MPa,1#和2#钻孔由于封孔不严导致测值偏小。图4为3#—5#钻孔瓦斯压力上升曲线。
2) 本次测得5个地点的瓦斯放散初速度指标ΔP为4.5～5.1。
3) 本次测得5个地点的坚固性系数f值为0.52～0.78。
各测点测定结果见表1。
从以上突出预测单项指标测定结果来看,瓦斯放散初速度指标ΔP为4.5～5.1,小于10,坚固性系数f值为0.52～0.78,大于0.5,瓦斯压力为0.40～0.68 MPa,小于0.74 MPa,均不超过《防治煤与瓦斯突出细则》规定的临界值,故盆地区南翼15号层一分段开采结束后,在被保护层18号煤层可定为无突出危险区域。
3.2瓦斯含量测定
将2005年11月和2007年2月测得的18-1层和18-2层瓦斯含量列入表2中。由表2可以看出, 实测瓦斯含量为2.732～3.224 m3/t,在被保护范围内18号层的瓦斯含量在上部15号层保护层开采后大幅降低。
注:瓦斯的解吸量、损失量、残存量、含量的计算基准为干燥无灰基。
4结论及建议
1) 结合示范矿井的煤层赋存条件和生产条件,创造性提出并成功试验了基于“保护层开采”和“先抽后采” 理念的突出厚煤层群无保护层开采条件下的“两段”开采技术。
2) 通过以上对工作面保护范围的划定以及突出预测参数测定结果分析,在15号层保护层开采后,18号层被保护范围内工作面的瓦斯压力、瓦斯含量均降低,因而盆地区南翼15号层一分段开采后,其下部的18号层在被保护范围内可预测为无突出危险区域。
3) 18号层为突出煤层,在未受保护的区域,应按突出危险区域进行采掘作业。
4) 煤与瓦斯突出多发生在断层及地质构造区域,为保证煤巷掘进作业安全以及预防煤与瓦斯突出现象,在18号层掘进过程中应加强地质构造探测,必要时采取防突措施。
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