瓦斯钻孔范文（精选11篇）
瓦斯钻孔 第1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 638—1996《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/ (mim·hm) ;
q0——折合成100 m钻孔自然初始瓦斯涌出量, m3/ (mim·hm) ;
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2—4。
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
[1]于不凡, 王佑安.煤层瓦斯灾害防治及利用技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.
[2]周世宁.瓦斯在煤层中流动的机理[J].煤炭学报, 1990, 15 (1) .
[3]卢平.石门揭煤时防突排放钻孔的作用分析[J].煤炭工程师, 1996 (6) .
新吉克煤矿瓦斯抽放钻孔验收 第2篇
为进一步增强区域瓦斯治理效果，实现“煤与瓦斯共采”方针，牢固树立“打钻是基础、抽放是关键”的理念，根据新吉克瓦斯抽放效果实际情况，特制定瓦斯抽放钻孔验收、考核管理办法。
一、防突队职责：
1、按矿、部（区）下达的、季度、月计划，不折不扣的完成各项工作。
2、负责全矿井抽采工程（煤孔、岩孔的打钻及封孔）的安全施工及管理。
3、负责全矿井的探煤孔、探放水孔、石门揭煤措施孔的打钻。
二、工资及抽放效果考核
打钻进尺与单孔瓦斯抽放浓度考核按“
六、四开”办法。即当月打钻任务量占工资总额60%，当月单孔抽放效果占工资总额的40%。根据工作性质特核定单价，具体如下按矿规定执行。
遇特殊情况钻孔达不到设计孔深时，根据现场实际情况考核打钻工资。
效果考核：
本着“打钻是基础、抽放是关键”的理念，对防突队所施工的钻孔实行动态考核，根据每条巷道实际情况特制定单
孔瓦斯浓度标准。
（三）、考核办法：
1.钻孔（煤孔、岩孔）达到设计要求的给予结算该钻孔的全部工资（即60%），未达到设计要求的钻孔按作废处理。
2.单孔瓦斯抽放浓度达到设计要求的钻孔，结算该孔的全部工资。（即40%）
3.单孔瓦斯抽放浓度未达到设计要求的钻孔，扣减该孔总工资40%。
4、钻探队当月所施工的钻孔，以巷道为单位，单孔瓦斯浓度达到规定要求90%的，结算当月全部工资，每降低（提高）5%扣减（增加）该巷道总工资的5%以此类推。
三、验收办法：
1.每月底防突队将下月打钻计划一式三份报防突区、通风区、工资科、安检科、调度室、安监队、监测队和通风调度。
2.预抽巷所施工的穿层抽放钻孔由瓦斯检查员、安检员、验收员验收，本煤层抽放钻孔在工作面执行局部措施孔时由安监员、验收员、瓦检员验收，不执行局部措施孔时由瓦斯检查员、验收员验收。
3.防突队打钻人员在钻孔成孔后，在打钻记录上写明成孔孔号、角度、深度并通知验收人员，在验收人员未到不得起钻，否则钻孔一律作废。
4.瓦检员、安监员、验收员对打钻进尺的真实性负责：防突队每施工完一个钻孔后（包括煤孔和岩孔），由瓦检员或安监员、验收员现场监督起钻验收，起完钻后在钻孔报告单上履行签字手续。
5.钻孔成孔后，施工人员必须先向调度室汇报，然后找瓦检员或安监员、验收员现场起钻，起完钻后由瓦检员或安监员、验收员向调度室汇报起钻情况。
6.由通防部组织，通修队、人力部、安检部、调度室，对钻孔进行不定期抽查，凡查出虚报打钻进尺，对钻探队、通修队或安监部罚款100～300元，对队长、部长各罚款200元，承包采区干部罚款200元，并按行隐患责任追究，对钻探队打钻人员、瓦检员或安监员按“三违”处理，送矿“三违”学习班学习三个月。
8.防突区长、通风区长、安检科长、安监队队长、书记、监测队队长、书记每月不少于一次现场考核验收，将验收结果报防突区。
9.每个钻孔只能有一张终孔报告单，规范钻孔报告单填写，其内容必须填写规范（报告单上的日期、打钻地点、钻孔编号、钻孔方位、角度、钻孔深度，钻孔开孔时间、结束时间等内容必须一一填写）。
四、验收标准
1.每次封孔前钻探队向防突区汇报封孔地点和封孔孔
数，防突区安排人员不定期对封孔质量进行抽查。
2.每次封完孔后钻探队将封孔情况报送防突区，防突区安排防突队人员进行联网，并在联网后2小时进行第一次测量单孔瓦斯浓度，数据作为月底瓦斯抽放浓度考核依据。
3.单孔瓦斯浓度测量时巡检工、钻探队人员必须在场，测量完成后同时签字，升井后将签字单一式五份，分别报送矿总工程师、防突副总、防突区、防突队和钻探队值班人员。
4.巡检人员必须保证钻孔测量准确性，凡发现弄虚作假每次对防突队罚款1000元，对巡检人员罚款300元，不按规定测量、填写单孔浓度的一次罚款200元，不及时上报测试数据的一次罚款100元。
五、处罚：
1.打钻地点煤尘超限一次，罚款500元，（上风流10米，下风流40米的范围）。
2.钻杆码放不整齐，一次罚款100元。3.带电搬迁电器设备，一次罚款200元。4.全液压钻机不使用冷却水，一次罚款500元。5.钻机卸钻杆时不停电，一次罚款1000元。
6.钻孔不标号和孔间距不符合要求，每孔罚款200元。7.钻孔不按设计要求施工的，每发现一次对钻探队罚款500元，同时该钻孔按作废处理。
8.钻孔原始记录必须在井下填写，升井后交到通风调
度，终孔报告单晚送一天，罚款100元，晚送两天的钻孔作废，发现送假终孔报告单的，一次罚款500元。
9.发生孔内事故丢失钻杆而未上图和上台帐，一次罚款1000元，若因未上图导致回采发生事故，按规定追究责任。
10.因钻孔内煤粉排不干净，造成钻孔无法封孔，一次罚款100元，钻孔作废。
11.班长不带便携式瓦斯报警仪的，打钻钻杆磨住锚网的、安全设备不齐全，一次罚款100元。
12.填写不规范报告单进尺无效，并对打钻班长进行50～100元罚款。
13.每台钻机待封孔数量不超过10个（含10个），否则每超一个钻孔罚款200元。
14.其它规定：
1）单孔打钻时，遇到地质构造特殊情况时，应在两天之内向战线打报告（一式二份，送战线领导、防突区各一份）；
2）孔径不符合要求不予进尺； 3）不按要求推广新工艺不予计尺；
六、奖励：
1.当月无发生“三违”、无工伤事故，奖励工资总额的0.2%。
2.每月开展一次打钻质量标准化达标评比活动，对打钻质量标准好的巷道，奖励3000～5000元。
3.施工人员“双述”得到集团公司、矿领导的表扬，每人次对钻探队奖励300元，对个人奖励100～200元。4.按要求推广新工艺，每次奖励钻探队3000～5000元。
新吉克瓦斯抽放钻孔验收、考核管理办法
瓦斯钻孔 第3篇
【摘 要】对ZY—2300钻机（以下简称300钻机）在梨树煤矿高瓦斯煤层中施工本煤层钻孔的经验进行总结；对生产过程中产生的各种问题及解决方法进行分析，为施工本煤层钻孔提供经验。
【关键词】300钻机；本煤层钻孔；瓦斯治理；钻探工艺
由于我公司现有矿井大部分开采时间比较长，开采深度较深，随着矿井深度的不断增加，煤层瓦斯含量也随之递增。现有矿井中，梨树矿不仅是高瓦斯矿井，还是煤与瓦斯突出矿井，为加强梨树煤矿瓦斯治理，提高本煤层钻孔抽放效果，2010年11月，瓦斯工程钻队在梨树煤矿二区14#煤层左五巷施工本煤层仰角钻孔，施工钻孔单孔孔深150米以上，有效的治理了煤层瓦斯。
现将施工过程中经验总结如下：
1.煤层情况
梨树二区14#煤层左五巷煤层平均厚度2.0米，其中纯煤厚度1.0米。上部煤页岩、凝灰岩互层为0.30～0.45米，下部煤页岩、凝灰岩互层为0.10～0.20米，在向工作面内无变化。通过实见煤层顶板为砂岩4.0～5.0米，灰白色或灰色，含豆状结核。在本回采工作面裂隙组为不发育段。
2.钻孔设计情况
二区14#煤层左五巷累计施工钻孔两组（见后附钻孔工程平面图），由于开钻准备阶段采面正在安装，准备试采，为加快钻孔施工速度，减少移动钻机次数，特计划两组集中钻场。为提前预抽，钻孔设计基本顺着煤层朝向工作面方向。当工作面向前推进时，每个钻孔由孔底到孔口依次进入卸压带。由于孔口最后进入卸压带，在抽放钻孔封孔段未受破坏前，能够保持较高的抽放负压和瓦斯浓度，待钻孔的孔口进入卸压带内，该钻孔失去作用，而其他钻孔继续保持对卸压带瓦斯的抽放。
3.施工后工作面瓦斯情况
钻孔施工完毕后，立即进行封孔并与抽放管路对接，经抽放后，采煤工作面瓦斯浓度降为0.2%，回风巷瓦斯浓度降为0.4%，上隅角瓦斯浓度降为0.6%，2010年12月份，采煤工作面全月完成煤炭产量5.6万吨，采煤工作面无一次瓦斯超限事故，工作面煤与瓦斯突出指标检测无一次超限，实现了先抽后采，保证了矿井安全生产。
4.钻孔倾角确定
钻机开孔时，确定钻孔倾角应比实际煤层倾角大10%—20%左右，煤层越松软，开孔倾角应适当加大，防止由于钻具自重产生钻孔向煤层底板偏移，影响钻孔深度。开孔前必须保证钻机稳定牢固可靠，防止作业时钻机偏离造成钻杆弯曲甚至损坏等工程事故。
5.钻探工艺
（1）松软突出煤层（硬度系数f≤1）渗透性差、瓦斯含量高。钻进过程中，容易产生垮孔、卡钻、喷孔等现象。我国在松软突出煤层虽然有钻孔深度超过150m甚至达到240m的记录，但大部分的钻孔深度都在100m以下，且成孔率低，防突成本和瓦斯抽放成本很高。
（2）松软煤层打钻遇到的问题及原因分析。
喷孔、卡钻形成过程。喷孔可分成：煤体破碎→瓦斯聚积（瓦斯迅速解吸→孔壁破裂→孔内堵塞→瓦斯梯度猛增） →瓦斯释放（突破堵塞→喷孔和卡钻）三个阶段。
喷孔应看作是钻孔中出现的动力现象，类似煤与瓦斯突出，是高压瓦斯、应力集中和软煤存在三个因素综合作用的结果。
当钻孔进入软煤分层时，钻头切削旋转，对软煤产生一种冲击和破碎力，使煤体破裂、粉碎，钻孔周边煤体瓦斯迅速解吸，流入钻孔中的瓦斯增加到正常瓦斯涌出的几倍到几十倍，此时钻孔前后方出现了较大的瓦斯梯度，产生明显的瓦斯激流，承压的瓦斯激流对破坏的煤颗粒起着边运送边粉化的作用，瓦斯激流和粉化了的煤颗粒难以顺利的向孔外排出，进一步增加了孔内瓦斯压力梯度，形成喷孔。
（3）实现松软煤层中打深孔，必须采取综合的办法来解决，综合办法包括：钻孔设计、打钻设备和打钻工艺等方面。
1）压风排渣。
传统的排渣工艺是用水作冲洗介质携带和排出钻屑、冷却钻头。由于水注满整个钻孔，对瓦斯的自然排放起封闭作用，易造成喷孔，对钻孔施工人员的安全有一定的威胁。在松软煤层中钻进时，循环水对于孔壁的冲刷、浸泡等破坏作用相当严重，钻孔极易破碎坍塌，成孔极其困难。
2）采用满足风力排渣和长钻孔施工的大扭矩钻杆。要在一定的压力下提高孔内的风速或风量，就只有降低压风的沿程阻力损失，这就要适当扩大输送压风的钻杆内孔直径。同时，顺层长钻孔的长度大，孔壁、钻屑与钻杆之间的摩擦阻力也大，应适当增加钻杆强度与钻机扭矩。一般要求钻机扭矩达到3200NM以上。
3）采用多级组合钻头，利用前端小直径钻头的超前卸压作用减轻钻孔的喷孔程度，同时提高钻孔的定向钻进效果。多级组合钻具主要用于严重突出煤层。主要原理是采用小口径钻头开孔、逐级扩孔钻进的方法，分层次、阶段性逐级释放瓦斯，既保证了钻头钻进的稳定性，又减少了一次成孔瓦斯突出或喷孔事故的发生。组合防突钻头一般由三级组成，第一级钻头直径最小，然后通过组合接手将2个逐级增大的扩孔钻头组合在一起。常用的级配形式主要有φ59mm/φ75mm /φ94mm和φ75mm/φ94mm/φ113mm两种组合形式。
（4）提高钻孔深度的几点经验。
1）钻孔设计不能简单化，一次完成。应根据初期设计及初期施工钻孔遇煤层顶、底的深度、角度、及时调整后续钻孔，避免钻孔由于遇岩石而造成钻孔过短。
在设计过程中，钻场应避免在断层附件，会造成钻孔漏气，影响抽采效果。薄煤层布孔，应考虑煤层折曲，为钻孔取直创造条件。钻孔方位也应避免穿断层，由于断层会造成钻孔遇岩石、遇破碎带造成钻孔孔深不足以及塌孔现象。
2）钻进作业时，随时注意压风的压力，如果低于0.7MPa，立即进行处理。
3）保持钻孔连续、适速地钻进。当发现孔口排出的煤渣较多或有煤炮时，应减慢或停止钻进，直到旋转至正常时再进钻，必要时还应退掉几根钻杆后再边排渣边重新进钻。
4）现场交接班的主要目的不只是向下一班交接情况，而是使钻孔连续不断地钻进，所以，在下一班人到前一般不得停止钻进，下一班到后应立即投入打钻。
5）掌握给进压力和钻进速度：钻机给进压力的极限是固定的，不同层段要掌握不同的给进压力，压力升高的原因是①换层；②孔内出现堵孔；③钻具损坏，断钻头钻杆也会致使压力突然变化。当给进压力突然升高时必须采取果断措施，一是停止钻进，进行压风排碴；另一种是撤钻退钻。
6）钻进速度必须保持适当，软煤分层中钻进主要是降速，通过降速充分排碴，减少沉碴，同时也起到降低给进压力的作用。所以软煤钻进速度要比硬煤慢。钻进速度和给进压力的掌握，需要针对不同钻机、不同煤层特征和排碴条件进行测试和总结。
7）钻机应稳固，尽量减少打钻时钻机移位。螺旋钻杆的旋转阻力一方面来自煤渣，另一方面是螺旋与孔壁的摩擦。现场发现钻机的旋转力较小，阻力稍大即易被卡住，而钻机移位即造成螺旋与孔壁产生很大的摩擦力，易于导致卡钻。
8）合理的人员组织。为及时处理打钻中存在的问题，同时也出于观测记录打钻情况、数据，便于总结打钻技术经验的需要，长钻孔的施工应尽可能选派打钻经验丰富的班组。在打钻过程中，要特别重视提高打钻工人的技术素质，并从体制和机制上落实，使他们不仅会使用钻机、维修钻机，还要弄懂松软煤层打钻技术和规范操作。
9）在长钻孔的施工过程中尽量减少停电对打钻的影响，应提前1 h通知打钻人员退钻，避免卡钻事故的发生。
刍议高位钻孔瓦斯抽放技术 第4篇
关键词：高位钻孔,采空区瓦斯,上隅角,瓦斯抽放
前言
目前大多数矿井在瓦斯治理方面的主要手段都是采用大面积施工抽放钻孔 (穿层钻孔、本煤层钻孔 (或叫顺层钻孔) 、防突钻孔、高位抽放钻孔) , 该方法是通过施工钻孔来增加煤层中的孔隙以达到瓦斯排放的目的, 钻孔施工的目的就是排放瓦斯, 具有任务单一性。通过长时间的一线工作经历积累, 利用本专业的技术知识, 通过对钻孔资料的收集和分析, 深刻体会到瓦斯抽放钻孔资料也可作为地质资料的一部分, 为煤巷掘进和采面回采提供一定原始地质数据。在工作面的瓦斯抽放钻孔数据进行了采勘对比后, 了解了瓦斯抽放钻孔资料确实对煤巷掘进和采面回采有一定的指导意义 (从地质工作角度) , 现将瓦斯抽放钻孔在21125运巷掘进过程中所起的指导作用例举如下, 供同行参考。
1 高位钻孔瓦斯抽放的适用条件及合理层位选择
1.1 适用条件
高位钻孔主要作用是通过抽放围岩或采空区瓦斯, 在上邻近层瓦斯向采空区运移时进行拦截, 从而解决上隅角和回风流瓦斯超限的问题。所以其适用条件是工作面瓦斯主要来源于采空区、上部围岩或邻近层工作面。该技术最终解决的是采空区瓦斯超限问题。
1.2 高位钻孔合理层位选择
高位钻孔合理层位主要指抽放效果较好的层位高度, 通常为瓦斯来源较广、瓦斯释放较活跃的区域。一般地, 高位钻孔抽放带的理论下限要高于顶板冒落带高度。若高位钻孔施工层位低于冒落带, 则直接与采空区沟通, 后果是钻孔负压小、流量大。但瓦斯浓度却很低, 故下限一般在煤层顶板5~20 m范围内, 而在一些瓦斯含量较高、煤层较厚的放顶煤工作面, 其下限也可在煤层中。高位钻孔抽放带的理论上限一般与煤层顶板距离小于50m, 如果排除封孔效果的因素, 则层位越高, 瓦斯抽放浓度也越高, 但抽放混合量也越小。实践表明, 高位钻孔抽放带的理论前方界限位于工作面前方几米左右, 理论后方界限至工作面后方几十米左右。
2 高位钻孔瓦斯抽放的主要参数及理论计算方法
裂隙带可抽高度:指高位钻孔可以取得较好抽放效果的高度范围, 把某个范围内能抽到高浓度瓦斯的高度定为裂隙带可抽高度。用终孔高度、高浓度起点高度和高浓度终点高度3个参数来控制可抽高度区间。有效平距:钻孔有效抽放段在水平面上的投影长度。搭接长度:前后两个钻场钻孔间重叠长度。高位钻孔瓦斯抽放各参数位置如图1所示, 计算方法如下。
式中:h1~高位钻场距煤层顶板距离, h2~钻场内钻孔开孔高度, X~钻孔轴线在巷道方向的投影长度, Y~钻孔终孔点垂直水平面至煤层面的投影点到风巷的距离, H~钻孔终孔点距煤层顶板法线距离, L~钻孔孔深, α~钻孔水平投影线与巷道的夹角, β~钻孔仰角, γ~煤层倾角;
3 工程应用
3.1 地质概况
土城矿21125工作面位于该井田西部的一采区二水平三亚阶段, 开采12#煤层。该采区12#煤层已回采的上亚阶段21121、21122、21123煤层稳定、煤质良好, 煤层厚度1.8~2.6m, 仅只21123工作面的煤层有局部薄化段和断层 (小落差) 造成煤层底板起伏。总体说来, 12#煤层为中厚煤层, 煤层层位稳定。
3.2 瓦斯钻孔施工情况
3.2.1 钻孔布置:
在同亚阶段的下伏13#煤层 (煤层间距18m) 开掘瓦斯抽放巷, 布置12#煤层的底板穿层钻孔, 钻场间距30m, 每个钻场布置抽放钻孔42个, 其中1~12#和37~42#钻孔共18个, 每排6个, 钻孔纵横间距 (12#煤层中) 5m, 钻孔倾角分别是0~3°、7°、12°, 中间钻孔垂直12#煤层底板, 呈扇形布置。13~36#钻孔孔间距10m, 每排3个钻孔, 呈扇形布置, 钻孔倾角分别是19°、31°…, 。全部钻孔控制范围为30×88m2。
3.2.2 钻孔施工情况:
在1~11#钻场施工期间, 局部钻孔有瓦斯喷孔现象, 极少数钻孔见煤不好, 表现在煤层厚度变薄, 层间距有大小不超过3.6m的变化, 但12#钻场以后出现钻孔见煤不隐定现象, 主要表现在煤层厚度局部变薄、少数钻孔出现无煤现象、煤层底板起伏更加频繁。
3.3 巷道掘进揭露情况
21125掘进初期, 风、运巷煤层正常, 煤层厚度1.8~2.2m, 煤质良好。而运巷掘进420m以后煤层出现厚度变化, 厚度在1.2~2.1m间, 至460m后煤层厚度低于1.4m, 490m后煤层变为0.4m、底板起伏明显, 而且已接近巷道拐弯位置 (因煤层走向变化, 巷道方位须由原来的266°拐为258°) 。因煤层底板起伏和厚度变化, 曾多次用钻机对前方煤层进行探测, 但结果收效甚微。
由于抽放钻孔经常上图并及时做些简单的分析, 矿总工程师得知此信息后, 要求打钻队技术室对掘进前方的12#煤层做详细分析。经过巷道掘进证实, 巷道掘进59m后进入了厚煤区。之后根据穿层钻孔和21125上、下巷的本煤层钻孔分析绘制了21125工作面内部煤层变化曲线 (煤层变薄区) 。
4 结论
通过对高位钻孔参数的研究, 配合高位钻孔与上隅角瓦斯抽放的运用, 使土城矿大部分工作面瓦斯浓度一直保持在0.1%~0.5%之间, 抽放率可达到83%;达到了较好的抽放效果。
参考文献
[1]袁亮.煤矿总工程师技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.[1]袁亮.煤矿总工程师技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2010.
瓦斯抽放钻孔封孔方法的改进 第5篇
抽防区 刘矿生 前言
影响矿井瓦斯抽放效果的因素是多方面的,其中抽放钻孔的封孔质量也是重要因素之一。我矿进行瓦斯抽放时,在2 号煤层的8255工作面对抽放钻孔采用大家普遍认同的聚胺脂进行封孔,结果有20 %左右的抽放钻孔由于顶板压力作用使钻孔内的聚胺脂压裂,导致钻孔出现不同程度的漏气,降低了抽放钻孔的负压,抽放效率仅为15 %～19 %。随着矿井生产规模的扩大和采掘向深部发展,矿井瓦斯涌出量逐年升高,如何解决高负压抽放条件下的钻孔漏气问题,提高抽放效率,成为当前瓦斯抽放技术的一道难题。通过对8255工作面的抽放工艺和原始资料分析总结,我们认为,在钻孔封孔方法上应采取措施加以改进。传统封孔方法的做法和缺陷
抽放钻孔封孔最常用的方法是使用聚胺脂进行封孔。该方法使用2种化学药液,按一定比例进行配比,将配好的药液均匀涂抹在麻袋上,涂抹的同时迅速把麻袋缠绕在封孔器上,再把封孔器送入抽放钻孔孔口内,此时依靠聚胺脂发生化学反应而膨胀,从而达到钻孔封孔的目的。使用聚胺脂封孔的过程中,我们发现存在以下缺点: a1 药液配比必须适中,一旦配比不适中,将不能实现封孔目的,导致材料的浪费。
b1 药液发生膨胀需要一定时间,一般在15min以上 ,且孔口有残留膨胀物。
c1 钻孔封孔长度有限,一般封孔器的长度仅为3 m ,封孔段仅为800 mm～1 000 mm。实践证明,封孔段距离应不小于5 m。由于不能实现长距离封孔,导致钻孔抽放负压较低,最大只能达到9.3 kPa～10.9 kPa。改进方法和效果
为了提高瓦斯抽放效果,一般矿井普遍采用“高负压”的抽放方式,而井下采用聚胺脂封孔,抽放率低,不能很好的降低工作面的瓦斯,实现不了“本质安全”。经过几年来现场实践的摸索及理论研究,特别是在8459工作面的抽放实践,我们对抽放钻孔封孔采用了“聚胺脂加水泥浆”的方法。该方法的实质是将抽放钻孔的封孔段用水泥浆代替聚胺脂,聚胺脂不是封孔段的主要材料,仅作为水泥浆的辅助材料;封孔器的长度由原来的3 m 加长为6 m(3 m 一节,用管接头联接)。经过跟踪观测,聚胺脂加水泥浆封孔的钻孔负压可达到13.3 kPa～16.0 kPa ,没有出现一例钻孔漏气现象,从而保证了钻孔气密性,可实现高负压抽放。为了进一步提高钻孔的气密性,我们还研究采用了钻孔封孔时两端用聚胺脂封死,中间用水泥浆灌注的方法,如图3 所示。
通过使用聚胺脂加水泥浆封孔,我们认为有以下优点: a1 药液配比要求不是很严格,适合煤矿井下使用,简单易操作,不会导致材料的浪费。
b1 药液发生膨胀需要的时间短, 一般为15min ,8 h 班最少可完成20 个钻孔,可实现快速封孔,且孔口残留膨胀物少。c1 由于钻孔封孔段是水泥浆,故钻孔封孔段能够承受顶板的挤压,不会出现裂缝使得钻孔漏气,可实现高负压抽放, 极大提高了抽放效果。如在8459工作面采用改进后的封孔方法后,矿井抽放纯瓦斯量达到25 m3 / min～35 m3 / min ,矿井抽放率提高到25 %～30 %。上述两项指标明显提高,确保了矿井安全生产,经济效益也极为可观。d1 钻孔封孔采用机械封孔,故钻孔封孔长度较长,可实现长距离封孔,提高了抽放效果。
e1 钻孔封孔段较长,不会出现导通通道,适用于煤矿各类支护巷道的抽放。4 结论
随着矿井规模的不断扩大,为实现煤矿安全生产,对瓦斯管理的要求逐步提高,采用单一的聚胺脂封孔方法不仅不能满足矿井瓦斯抽放的需要,瓦斯抽放率也不易达到《煤矿安全规程》要求,因此,采用聚胺脂加水泥浆的封孔方法,既是瓦斯抽放工艺的改进,也是提高矿井抽放率的前提条件,同时也是矿井安全生产的有力保障。
钻孔风动封孔器的研制与应用 张存江（峰峰集团公司羊东矿，河北 邯郸 056201）摘 要：通过改进钻孔封孔工艺，研制应用了钻孔风动封孔器，提高了封孔效率和封孔质量，提高了瓦斯抽采效果。关键词：钻孔风动封孔器 研制应用
一、概述：
二、问题的提出：
三、钻孔风动封孔器的工作原理：
四、钻孔风动封孔器的研制：
瓦斯钻孔 第6篇
摘要：为解决潘三煤矿顺层钻孔封孔不严造成消突效果差和CO超标的问题，结合矿井煤层实际情况，提出了一种新封孔工艺瓦斯抽采技术，此项技术包括选择初凝时间可调、流动性强的速凝膨胀封孔剂，带压封孔以及增加封孔长度等措施。经1762（3）综采工作面现场实践证明，顺层钻孔抽采浓度大幅增加，CO超标现象明显减少，封孔效果良好。
关键词：顺层钻孔；封孔；瓦斯抽采
中图分类号：TD712.6文献标志码：B
文章编号：1672-1098（2015）01-0035-04
潘三矿的13煤、11煤等突出危险区综采工作面回采前均采用顺层钻孔预抽消突，因抽采浓度低，合茬抽采后单孔浓度普遍在15%以下，而且衰减后，下降到5%～10%，还经常出现CO达到或超过24×10-6，造成90%以上钻孔间歇性抽采。为尽早实现工作面预抽达标，我矿采取将顺层钻孔施工间距由10 m加密为5 m，甚至25 m，靠增加钻孔量或延长抽采时间提高抽采量。不仅费时费力费财，还因为抽采出现CO存在自然发火重大安全隐患，不能实现快速安全消突。
经分析顺层长钻孔停抽原因，主要是封孔不严，封孔工艺不过关造成钻孔漏气，钻孔在煤层中施工，周围煤体相对比较松软，裂隙发育程度较高，传统封孔工艺很难解决抽采漏气问题[1]。钻孔漏气导致单孔瓦斯浓度衰减快[2]，而且强抽易引起煤体提前氧化，出现CO。为了达到抽采浓度最大化、抽采时间持续化，最终实现采煤工作面快速消突，在1762（3）综采工作面顺层钻孔实施新工艺封孔抽采技术。
1工作面概况
1762（3）工作面标高-640～-584 m，处于13煤突出危险区域，瓦斯原始压力25 MPa，瓦斯含量82 m3/t。轨道顺槽及切眼采用底板巷穿层钻孔掩护，运输顺槽为沿空掘进。工作面走向长度为870 m，倾斜长度为242 m，煤层平均厚度为4m， 工作面内煤层角度6°～11°， 平均为7°。 工作面回采前， 采用顺层长钻孔预抽消突， 分别在轨、 运顺垂直巷帮开孔， 相向施工， 间距10 m，轨顺设计81个，长110 m，为下向顺层孔。运顺设计80个，长140 m，为上向顺层孔（见图1）。
选择1792（3）工作面为比对面，主要是1762（3） 工作面与1792（3）工作面属于同采区同煤层，工作面消突措施相同。
图11762（3）工作面钻孔布置示意图
2创新顺层长钻孔封孔新工艺
封孔新工艺主要特点：选择初凝时间可调，流动性强的速凝膨胀封孔剂；实现带压封孔，注浆压力达到2 MPa，对钻孔周边松散的煤体和裂隙加强密封；增加封孔长度，由12 m加长为14 m，以减少穿层钻孔影响；加强现场组织管理，确保封孔质量。
21封孔材料选择
以往潘三矿顺层长钻孔，采用聚氨酯有机发泡材料作为封孔剂进行封孔。应用实践中发现，抽采效果不够理想。主要表现在，一方面，抽采瓦斯浓度低，抽采效果差，影响了消突效果；另一方面，抽采钻孔CO超标，甚至出现过钻孔发火的现象。
出现这些现象的原因在于，封孔效果差，出现抽采钻孔漏气。而造成聚氨酯封孔漏气的原因在于以下两个方面：一方面，顺层钻孔的孔口段处在巷道的塑性破坏范围内，煤体完整性差，裂隙和节理发育，具有一定的渗透性；另一方面，聚氨酯封孔剂，初凝时间难以调节，封孔长度不易控制，聚氨酯反应速度太快，不能使钻孔周边松散煤体和缝隙得到充分密封[3]。
为了提高顺层钻孔的密封性，需要找到一种新型的封孔材料。新型的封孔材料必须具备以下特点：初凝时间可调，封孔长度容易控制，材料的流动性强，能够渗流到钻孔周围的裂隙中，充分密封钻孔。通过比较多种具有类似这种特性的材料，并经过多次密封试验，最后确定选用JD-WFK-2型速凝膨胀水泥封孔剂，作为新的封孔材料。
该速凝膨胀封孔剂外观为灰色粉末，无毒、无污染、无腐蚀性。将材料按比例1：1兑水施工，制料过程中发生单纯的物理络合反应，反应不剧烈，无明显热量放出，无有毒有害气体生成。该封孔剂初凝时间可调，封孔长度容易控制，流动性强。该封孔剂的膨胀系数为08%～12%，凝固膨胀后不析水，密实性好。在封孔时，采用带压注射，封孔剂能够渗流到钻孔周围煤体的裂隙内，能够显著提高钻孔的封孔质量。
22封孔工序
221扫孔下套管前，利用压风，通过钻杆，将封孔段内的煤粉全程清扫干净。
22.2下套管及堵孔
采用2 m花管、12 m实心双抗管和2 m实心铁管，连接成抽采管。花管放置在钻孔前段，双抗管与花管连接。双抗管前端2 m包裹棉纱与聚氨酯混合物，并用铁丝固定。将底部敷设棉纱的双抗管送至孔中预定深度后，反复抽动双抗管路，使底部棉纱与孔壁充分接触，形成前端封堵段。在前端封堵段后，铺设两路钢管，分别做为注浆管和返浆管，两路钢管在孔口处外露03 m。注浆管长度40 m；若为上向钻孔，则返浆管长12 m；若为下向钻孔，则返浆管长度为40 m。在孔口段，采用速凝膨胀封孔材料或聚氨酯进行封堵，封堵深度15 m，凝固时间10 min。封孔段配置两路铁管，在孔口安设球阀，外露300 mm，分别做为注浆管和返浆管，注浆管长4 m，返浆管上向孔长12 m，下向孔长4 m（见图2）。
图2顺层钻孔封孔工艺图
223压注封孔材料
采用型号OZB-50-6风动注浆泵注浆，将速凝膨胀封孔剂与水按1∶1比例混合后注入孔中，当预埋返浆管有浆液流出时，钻孔内浆液已满， 此时关闭返浆管路球阀继续注
浆。经过反复试验，确定了带压注浆的压力和时间最佳值，即注浆泵压力达到2 MPa，保持注浆5 min后停止注浆并关闭注浆管，此时钻孔内裂隙已经充分封堵。由于速凝膨胀封孔剂具有凝固膨胀后不析水，膨胀系数高的特点，因此在停泵后，浆液凝固过程中，材料将继续膨胀，充填裂隙，达到密封钻孔的目的（见图3）。endprint
224合茬抽采
待注浆4 h后，封孔材料完全凝固，即可连接抽采管路进行瓦斯抽采，抽采负压保持在13～15 kPa。
3抽采效果分析
在1762（3）工作面已成功使用新的封孔工艺封孔139个。封孔后瓦斯抽采数据与1792（3）顺层孔抽采数据对比如表1所示，单孔浓度对比如图4所示，单孔抽采纯量对比如图5所示。
图3顺层钻孔及（下向）封孔效果图
1. 1762（3）运顺钻孔抽采纯量；2. 1792（3）运顺钻孔采纯量
图51762（3）和1792（3）平均单抽采纯量考察图
由表1、图4及图5可看出，新的封孔工艺与老的封孔工艺对比，在相同负压（13 kPa）下钻孔的抽采效果有了很大程度提高，一个月后的抽采浓度由原来10%，提高到25%，增幅达到150%。不仅如此，新的封孔工艺的应用，提高了钻孔的密封性，钻孔因抽采漏气出现CO气体的几率大大降低（见图6），延长了钻孔抽采寿命（见图7）。
图61792（3）和1762（3）顺层孔内CO对比图
图71792（3）和1762（3）顺层钻孔抽采寿命对比图
目前1762（3）顺层钻孔平均抽采时间已持续达两个月以上，单孔平均抽采量005 m3/min，相比1792（3）工作面顺层孔抽采寿命而言，提高了9倍以上。
4结论
通过改进封孔工艺与加强现场管理相结合，潘三矿在1762（3）顺层长钻孔瓦斯抽采浓度和连续抽采时间，相对于以前封孔工艺，两个月后单孔平均抽采浓度，由原来不到10%，提高到25%，增幅达到150%，钻孔因CO浓度大于24×10-6而停抽率由原来74%降为2%，降低了近37倍。
参考文献：
[1]WANG LIANG，CHENG YUAN-PING，LI FENG-RONG，et al.Fracture evolution and pressure relief gas drainage from distant protected coal seams under an extremely thick key stratum [J].Journal of China University o f Mining & Technology，2008，18 （2）：182-186.
[2]王兆丰. 我国煤矿瓦斯抽放存在的问题及对策探讨[J]. 焦作工学院学报：自然科学版， 2003， 22（4）：241-246.
[3]周福宝， 李金海， 昃玺， 等.煤层瓦斯抽采钻孔的二次封孔方法研究[J].中国矿业大学学报， 2009， 38（6）： 64-67.
交叉钻孔预抽煤层瓦斯效果分析 第7篇
1 工程概况
保利平山煤矿3#煤层位于山西组中下部。煤层厚度3.70m~6.23m, 平均5.22m, 煤层倾角0~5°。顶板为灰黑色粉砂岩、细砂岩夹灰黑色泥岩, 其中伪顶为砂质泥岩, 上距K8砂岩30.25m~51.38m;底板岩性为灰黑色砂岩、泥岩夹煤线, 下距K7砂岩0.67m~14.21m。煤层结构简单, 煤质优良, 为高发热量的优质无烟煤, 煤尘无爆炸性, 煤层自燃倾向性为不易自燃。
2 试验条件及试验方案
2.1 3#煤层瓦斯赋存及涌出规律概况
2.1.1 3#煤层瓦斯赋存规律
为了客观准确地揭示保利平山煤矿煤层瓦斯含量沿倾向的分布规律, 对煤层瓦斯含量与基岩厚度的关系以及煤层瓦斯含量与煤层底板标高的关系进行了对比研究。经回归分析可知3#煤层瓦斯含量与底板标高相关性较好, 随着煤层底板标高的减小, 瓦斯含量线性增大, 两者间的相关程度可达0.7754, 回归关系为:
式中:W-煤层瓦斯含量, m3/t.r;H-煤层底板标高, m。
根据3#煤层瓦斯赋存规律, 可以算出保利平山煤矿井田内3#煤层瓦斯含量最大值为9.99m3/t·r (标高为+450m) , 折算成原煤瓦斯含量为8.17m3/t。
2.1.2 煤层瓦斯压力分布规律
国内外研究人员对煤层瓦斯压力大量的测定结果表明, 在甲烷带内, 煤层瓦斯压力随深度的增加而增加, 多数煤层呈线性关系。根据这一规律对测定结果, 得出3#煤层瓦斯压力与煤层底板标高之间的关系为:
式中:P-煤层瓦斯压力, MPa;
H-煤层底板标高, m。
2.1.3 矿井瓦斯涌出源分析
回采工作面瓦斯来源包括:采落煤炭、采场丢煤、围岩涌出及邻近层瓦斯涌出。保利平山煤矿先期开采的3#煤层, 对3#煤层有影响的邻近煤层有1#、5#, 其他煤层或局部赋存的煤层 (如7#、8#、9#) , 在这里不予考虑。故开采3#煤层期间回采工作面瓦斯涌出量主要来自于本煤层及邻近层。
2.2 试验方案
为了考察交叉钻孔的瓦斯抽放效果, 在保利平山煤矿3#煤层11013工作面施工了2组交叉钻孔 (孔径为Φ94mm, 间距分别为5m与7.5m, 斜向钻孔长230m, 平行钻孔长200m) , 钻孔布置见示意图1。根据上述瓦斯赋存、压力分布规律及涌出源分析可知, 两组交叉钻孔地点间隔很近, 可认为其赋存、压力与涌出规律是一致的, 而其抽放量的差别只取决于钻孔间距的不同。
3 试验结果分析
3.1 瓦斯抽放量随时间变化规律
交叉钻孔瓦斯抽放量随时间的变化规律考察方法是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, 计算每100m钻孔平均瓦斯抽放纯量 (qc) , 见表1。qc0和β值可根据 (t, qct) 数组按下式回归分析求得, 并绘制曲线, 见图2。
式中:qct—抽放时间t时每100m钻孔平均瓦斯抽放量, m3/min.hm;
qc0—100m钻孔初始瓦斯抽放量, m3/min.hm;
β—钻孔瓦斯抽放量衰减系数, d-1;
t—钻孔组抽放瓦斯时间, d。
从图2可以看出, 5m间距和7.5m间距在开始 (即t=0) 时, 钻孔初始瓦斯抽放量分别为0.047m3/minnhm和0.048m3/min.hm, 相差很小, 说明两处试验地瓦斯赋存条件基本相同, 钻孔瓦斯抽放量只取决于钻孔的布置方式。5.0m间距瓦斯抽放量随时间衰减较7.5m间距快, 而瓦斯抽放总量较7.5m小, 分别为2417m3和2548m3, 这是由于不同间距时钻孔与钻孔间的瓦斯赋存总含量造成的, 鉴于5.0m和7.5m间距衰减系数相差较小, 建议采用7.5m间距进行瓦斯抽放布置方式, 以减少打钻成本。
3.2 交叉钻孔预抽率与时间的关系
根据不同抽放时间按照下式计算对应的预抽率, 得出11013工作面交叉钻孔不同间距下钻孔预抽率与时间的关系曲线, 见图3。
式中:η—瓦斯预抽率, %;
Q抽—时间t内钻孔抽出纯瓦斯量, m3;
L—钻孔控制范围走向长度, m;
l—抽放钻孔平均长度, m;
m0—平均煤厚, 取7.0m;
r—煤容重, t/m3;取1.43 t/m3
W0—煤层原始瓦斯含量, 1.91m3/t。
从图3可以看出, 从预抽率方面可以看出, 5m间距和7.5m间距的预抽率相差较大, 前者最大约为19%, 后者最大约为13%, 这是因为随着间距的增大, 其抽采率将逐渐减小, 在其他条件相同的情况下, 抽采率与钻孔间距成反比的关系。
4 结论
(1) 在地质条件相同的情况下, 瓦斯抽采总量与钻孔间距关系较小, 瓦斯抽采量随时间的衰减系数也与钻孔间距相差较小, 从这点考虑, 钻孔间距应采取较大值, 以减小钻孔成本。
(2) 瓦斯预抽采率与钻孔布置间距关系较大, 大致成反比关系, 因为, 若要提高瓦斯预抽采率, 应降低钻孔布置的间距。应综合考虑瓦斯抽放总量和瓦斯预抽采率, 选择合理的钻孔布置间距。
参考文献
[1]于不凡, 等.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, 2005.
[2]王显政.煤矿安全新技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2002.
瓦斯钻孔 第8篇
1 煤矿采空区瓦斯抽采研究现状
1.1 高瓦斯采空区瓦斯抽采技术的研究意义
高瓦斯采空区的瓦斯浓度较高, 对其瓦斯抽采技术进行研究有着重要意义, 主要体现在以下几个方面:首先, 可以有效解决高瓦斯矿井工作面及上隅角瓦斯浓度超限的问题, 通过技术优化, 降低通风系统的费用。其次, 高瓦斯矿井的瓦斯浓度较高, 利用度高, 抽采后适当处理, 可以获得煤气资源, 供居民生活使用。另外, 作为瓦斯抽放的替代技术, 要达到过去瓦斯抽放的效果, 减少矿井伤亡事故, 保障井下作业的安全性, 就必须不断提高瓦斯抽采技术的通风效果。
1.2 主要的瓦斯抽采技术
经过前人对采空区瓦斯抽采技术的不断研究, 目前已经总结出两大类主要的抽采技术。一类是钻孔抽采法, 这一类方法主要有以下几类: (1) 采空区埋管抽采; (2) 裂隙带高 (低) 位钻孔抽采; (3) 顶板岩石长距离水平钻孔抽采; (4) 地面垂直钻孔抽采。另外一类是专用巷道抽采法, 这一类抽采法比较常用的方法有以下几种: (1) 顶板岩石走向高位巷抽采; (2) 倾向高位巷抽采; (3) 专用尾巷抽采。其中裂隙带高位钻孔抽采的应用十分广泛, 本文也将着重介绍这一抽采方法。
2 大直径高位钻孔瓦斯抽采技术浅析
采空区瓦斯一般有两大来源, 一方面是工作面涌出的瓦斯;另外一方面是采空区本身遗留煤层、邻近层和围岩层溢出的瓦斯。高位钻孔瓦斯抽采, 是在顶板裂隙带进行施工, 钻通抽放管路, 在矿井本身的自然负压以及抽采泵的作用下, 瓦斯就可以直接被抽到地面或者总回风巷中。高位钻孔一方面阻止了邻近层瓦斯向工作面扩散, 另外一方面使得采空区下部的瓦斯流动方向改变, 减少其向采空区的溢出。
高位钻孔的施工有一些细则, 主要包含以下几个方面:
(1) 钻孔层的选择。采空区上覆岩层包含冒落带、裂隙带、弯曲下沉带。只有在裂隙带钻孔, 才能利用裂隙之间的联通与扩展, 顺畅地抽采瓦斯。而在冒落带中钻孔, 瓦斯被回采风稀释, 抽采浓度太低, 回收利用效果差。在弯曲下沉带中, 又缺乏贯通裂隙, 抽采阻力大。
(2) 钻孔位置与角度的确定。钻孔的钻场位置要合理选择, 一般在工作面上方10-30米范围内是煤层顶板裂隙带且瓦斯聚集的位置, 可以在此范围布置钻孔。在相同抽采时间内, 钻孔孔径越大, 越能增大钻孔抽采的影响范围。钻孔孔径为400mm的抽采范围是100mm孔径的两倍。所以, 尽量采用大直径钻孔, 能取得更好的抽采效果。另外, 要根据“三带”的高度、离层区的宽度和卸压角的大小来确定钻孔仰角参数。根据钻孔的长度与仰角的参数, 可以计算出最佳的方位角, 据此进行布置。
(3) 钻场的间距的布置。钻场的间距影响钻场接替效果, 即是否能够不间断地抽采瓦斯, 保证其总体处于较低浓度。大直径钻孔的抽采控制范围较大, 可以通过计算确定具体的抽采控制范围, 再合理确定间距。对于300mm以上直径钻孔, 钻场的间距可以设置在40m-45m左右。
(4) 抽放设施的设置。根据不同的矿井特点, 可以选择不同的抽放形式, 其中局部抽放是比较常用的一种方式。抽放设备常选用水环式真空泵, 真空泵安装在专门的井下瓦斯抽放泵房内, 泵房内设置瓦斯浓度监测和瓦斯浓度超限紧急断电装置等应急控制设备。
3 结语
煤矿的开采中, 矿井内瓦斯的处理是一项关键的任务。随着低瓦斯矿井越开采越深, 瓦斯在复杂且深入地下的巷道中堆积, 使低瓦斯矿井变成高瓦斯矿井, 瓦斯的处理变得更加复杂。在当今以人为本、关注生态的环保开采理念的引导下, 以钻孔抽采技术为代表的新的煤矿瓦斯抽采技术的不断发展, 不仅使作业安全得到了较好的保障, 而且大大降低了对大气的污染, 还充分回收利用了瓦斯煤气资源。未来, 能源形势只会越来越严峻, 同时环境生态的压力也会越来越大, 应该投入更多的资金与科研力量, 不断探索更加高效清洁的传统能源开采技术。
摘要：近年来, 国民经济高速发展, 在电力、钢铁等行业的需求的刺激下, 我国煤炭产量不断创造新高。随着我国煤炭矿井的不断采掘, 矿井深度的加大, 很多煤炭矿井逐渐从低瓦斯矿井变成高瓦斯矿井。在高瓦斯矿井中继续采掘作业, 需要预防瓦斯中毒与爆炸等一系列问题, 必须进行瓦斯抽采治理, 同时也可以获得煤气能源。本文针对高瓦斯矿井采空区瓦斯抽采的特点, 浅探大直径高位钻孔技术在其中的应用。
关键词：高瓦斯矿井,采空区,高位钻孔,瓦斯抽采
参考文献
[1]阚占和, 佟军, 魏保民等.采空区高位钻孔瓦斯抽放技术应用与分析[J].中国矿业, 2009, 18 (11) :125-128.
[2]姚宁平.煤矿井下瓦斯抽采钻孔施工技术[J].煤矿安全, 2008, 21 (10) :45-48.
义安矿高位瓦斯抽放钻孔优化设计 第9篇
FX002工作面采用向采空区顶板裂隙带打高位钻孔抽采瓦斯及利用井下SK-120瓦斯抽放泵对上隅角瓦斯进行抽采。据分析,该面瓦斯来源主要是采空区、煤壁涌出瓦斯、邻近煤层,其次是围岩涌出瓦斯。通过顶板倾向钻孔抽放采空区裂隙带和冒落带瓦斯,进而改变采空区流场分布,从根本上解决采空区瓦斯大量涌出所造成的回风流瓦斯超限和工作面上隅角瓦斯大面积积聚的问题,就需要对高位钻孔进行优化设计。
1 钻场、钻孔布置
义安矿现有钻场及高位钻孔布置(图1)为:在工作面回风巷,平均每隔40 m施工1个规格为3.5 m×3.5 m×2.6 m(深×宽×高)的钻场。每个钻场内施工7个顶板倾向钻孔,呈“三花眼”布置,上排钻孔位于钻场顶板,双排布置,钻孔间距0.8 m,排距300 mm,钻孔Ø94 mm。钻孔控制前方100 m,保证有60 m的重叠距离。钻孔终孔位置位于煤层顶
板38 m处。钻孔终孔向胶带巷侧偏移,钻孔终孔间距4 m,控制到轨道巷内侧28 m。
每个抽采钻孔打完后,及时连管进行抽采,封孔管长度不少于12 m,封孔段长度不小于10 m。采用注浆泵注聚氨酯封孔,封孔段必须位于岩石内。封孔管为Ø50 mm钢管,封孔管要全部穿过煤层,进入岩石不少于6 m。
2 高位钻孔抽采效果考察
砌体梁理论将受采动影响的岩体分为“横三区”、“竖三带”,即沿工作面推进方向上覆岩层将分别经历煤壁支撑区、离层区、重新压实区,由下而上可将采空区覆岩移动划分为3个不同的地带:冒落带、裂隙带、弯曲下沉带[1]。
在采场推进过程中,工作面前、后、上方一定范围的顶板内生成许多纵、横向裂隙,为煤体内的卸压瓦斯和工作面内的游移瓦斯提供了升浮的通道和储存空间,为瓦斯抽放及钻孔层位的布置提供了理论依据。
在实际生产过程中,工作面是不断向前推进的。当工作面向前推进时,适宜抽放瓦斯区域也在不断前进,钻场内钻孔有效抽放距离不断缩短。当采空区冒落带接近钻孔时,高位钻孔相当于在抽空气,该钻孔失效。所以,为了提高高位钻孔抽放效率,尽可能多地抽出采空区上部的高浓度瓦斯,高位钻孔处于裂隙带中的长度应尽可能加长。
然而,由于各矿顶板岩性不同,采空区裂隙带存在范围也不同,不能单纯通过理论计算来确定 “三带”范围,高位钻孔施工也不能程式化。对此,结合义安矿自身情况,对采空区“三带”进行了划分,使高位钻孔设计更加合理,测试方法主要采用钻孔浓度指标进行分析。
(1)冒落带。
位于采空区上方。由于冒落带直接和采空区连通,瓦斯抽放效率比较低,所以高位钻孔终孔位置不宜布置在此区域。冒落带高度:
H1=M(K-1) (1)
式中,H1为沿煤层法线方向冒落带的高度,m;M为开采层厚度,2.5 m;K为冒落带岩石膨胀系数,1.8。
代入式(1)计算得H1=2.0 m。
(2)裂隙带。
位于冒落带之上,在垂直方向上距冒落带越远,裂隙越小。沿采空区方向裂隙带发育程度为小→大→小。裂隙带高度:
H2=100M/(2M+3)+6 (2)
式中,H2为裂隙带沿煤层法线方向上的高度,m;M为开采煤层厚度,2.5m。
将数据代入式(2)得H2=37.25 m。
(3)弯曲下沉带。
弯曲下沉带位于裂隙带上方,如果瓦斯涌出量很小,可将高位钻孔布置于弯曲下沉带下方,能抽出高浓度瓦斯,但由于裂隙不发育,抽放阻力大,抽放量不会很大。
3 钻场及钻孔参数优化
随着义安矿FX002工作面推进,对钻场内钻孔抽放浓度进行了统计(表1)。
(1)当钻场距工作面切眼51
m时,高位钻孔抽放浓度最大。结合该矿现有钻孔布置情况,当钻场距工作面切眼51 m时,高位钻孔距煤层顶板18.87 m。据此,可以推断,义安矿采空区顶板在18～19 m处裂隙发育最好,而不是理论计算的37.25 m。
(2)当钻场距工作面切眼60～49
m时,高位钻孔抽放浓度处在一个较高的水平。据此,结合义安矿实际情况,高位钻孔应尽可能多地处在该区段(裂隙带)中。
通过以上分析,将高位钻孔调整为:在每个工作面合适的预抽巷内,直接施工高位钻场,高位钻场距煤层顶板18 m,然后用千米钻机施工300 m以上水平长钻孔。每个钻场内施工9个顶板倾向钻孔,钻孔布置2排,钻孔间距1.0 m,钻孔Ø133 mm。钻孔控制前方232 m。考虑钻孔在施工过程中的下沉量,钻孔终孔位于煤层顶板28 m处。钻孔终孔向胶带巷侧偏移,钻孔终孔间距6 m,控制到轨道巷内侧30 m。钻孔布置如图2所示。
4 优化后效果分析
义安矿FX002工作面高位钻场高位钻孔优化后钻孔抽放浓度统计见表2。
由表2可知,高位钻孔优化后其抽放浓度与优化前相比有较大提高,这就说明了优化后的高位钻孔有助于提高钻孔的抽放效率,进而保证了煤矿生产的安全性和经济性,所以说它是适合义安矿的。
5 结语
(1)经过理论计算和现场验证,义安矿采空区顶板在18～19 m处裂隙发育最好,因此义安矿FX002高位钻孔布置在此裂隙带中,抽放效果得到了显著提高。
(2)在不同的地质区域,不同的片盘、块段,不同的煤层,不同的赋存深度,裂隙带形成的高度就不同。而上覆岩层的性质不同,裂隙带发育的程度和透气性又不同。所以在布置钻场钻孔时,不仅要掌握先进的理论、借鉴先进经验,更重要的是应结合地区、煤矿的实际情况,认真分析,多布置不同参数的钻孔,否则就会影响瓦斯抽放效率。
(3)要充分考虑地质构造、超前压力对钻孔及裂隙带高度的影响。在断层带附近布置钻场时,应按不同仰角、不同方位多打钻孔,并且要避免在断层挤压区内封孔。
(4)尽量采用煤层高位钻孔,选择合理的钻孔参数,以提高钻场钻孔的利用率。
参考文献
松软围岩瓦斯抽采高位钻孔钻进技术 第10篇
淮北矿业许疃煤矿7128工作面位于82采区的右翼, 走向长2100米, 倾斜长165米, 煤厚平均1.7m, 其中里段有560米处于71、72煤层合并区, 煤层厚度2.3~7.1米, 平均4.7米, 煤层倾角8°~15°, 平均11.5°;外段有220米处于71、72煤层合并区, 煤层厚度4.3~6.3米平均4.8米, 煤层顶板为细砂岩, 厚6.06~16.8米, 平均11.4米, 煤层倾角10°-28°, 平均19°。煤层直接顶为粉砂岩、泥岩、砂泥互层, 厚薄不均, 局部泥岩厚度达到11.5米。工作面标高-445.0~-520.0m, 71煤层瓦斯含量4.46m3/t, 72煤层瓦斯含量5.01m3/t, 可采储量139.48万吨, 瓦斯储量1120万m3, 计划月产10万吨。工作面绝对瓦斯涌出量为15-24m 3/m in, 配风量为1500m3/m in。
2 松软围岩高位钻孔施工期间存在的问题
为解决瓦斯问题, 在风巷掘进期间, 每隔80~100米施工一个高位钻场。为便于通风管理, 一般钻场长度不超过6米, 采用扩散通风, 即钻场从风巷拨门, 以20~60°的角度爬坡进入煤层顶板0.5~1米的位置。每个钻场内施工6~8个钻孔, 钻孔开孔间距500m m, 钻孔深度为140m, 钻孔终孔位置位于煤层顶板20~28米、距离风巷中线5~30米。由于煤层顶板是复合型顶板, 且泥岩较厚, 钻孔有50米处在软岩中很难穿过, 施工期间主要存在以下几个问题:
2.1 松软围岩岩性破碎, 有多种岩石掺杂一起, 其不同岩面抗压
能力不同, 当钻头穿过不同岩性, 很难掌握钻机的给进压力, 极易导致钻孔偏斜, 经常发现钻孔偏到煤层顶板40~50米位置或钻孔从煤层顶板进入煤层体中, 施工的钻孔很难满足瓦斯治理需求。
2.2 泥岩遇水易膨胀、返沫难, 易造成卡钻、埋钻现象, 如果处理不当, 强行钻进, 极易掉钻头、钻杆现象。
2.3 在松软岩层中好不容易施工的钻孔, 在退钻后很快就出现
不同程度的塌孔、缩孔现象, 很难实现全程下护壁管处理, 护壁管经常30米都下不到。抽放期间, 由于孔内不畅通, 裂隙不发育, 导致抽放管路内负压大, 流量小, 瓦斯浓度低, 采空区随顶板垮落的瓦斯不能得到抽放, 随采空区漏风一起进入工作面上隅角和回风巷, 极易造成上隅角瓦斯超限。
2.4 松软岩层中开孔施工的高位钻孔, 其开口端岩性破碎、易导
致钻孔封孔不严, 一旦与瓦斯泵连接, 易产生裂隙和钻孔串孔现象, 如不采取妥善处理, 严重影响抽采效果。
3 改进方案
3.1 为了改变松软围岩的岩性, 采取注浆加固的措施进行处理,
利用小钻头对岩体破坏小, 易钻进、方位偏差小的特点, 在松软岩石段采取φ75mm的小钻头开孔, 直至穿过松软岩石段, 然后往孔内插入注浆管、回浆管, 回浆管要尽量插入钻孔末端, 然后用预湿的快干水泥卷进行孔口封孔, 封孔深度不低于0.6m。待快干水泥凝固后, 利用自制的风动注浆泵进行注浆, 为提高注浆效果, 加速孔内泥浆的凝固速度, 在水泥浆中, 加入适量膨胀剂、速凝剂、石膏粉等特效材料, 其质量配比为:水泥:水:膨胀剂:速凝剂:石膏粉=100:80:9:2:0.5;若注浆过程中, 周围岩壁裂隙中有较多浆液流出, 应间断地多次注浆, 以提高注浆效果。
3.2 注浆24小时候, 孔内注入的浆液完全凝固, 岩体得到很好
加固, 此时可采用φ94mm或φ113mm的大钻头开孔钻进, 直至终孔。
4 实施效果
4.1 钻孔钻进期间钻机的给进压力稳定, 返沫快, 钻进速度得到
极大提高, 无卡钻、埋钻现象, 能够快速穿过松软围岩段, 且钻孔偏斜小, 施工的钻孔基本符合设计要求。
4.2 施工好的钻孔, 在退钻后, 不会发现塌孔和缩径现象, 能够实现全程下护壁管处理。
4.3 开孔段钻场岩壁内的裂隙得到很好加固, 在抽放期间未发生漏气和孔与孔之见的串气现象。
4.4 回采期间, 钻孔内的裂隙发育、瓦斯浓度高、最大达到70%
以上, 混合浓度基本稳定在30%以上;孔内未出现断裂、堵塞、卖死现象, 单孔流量大得到很大提高, 通过测试, 单孔流量达到5m3/min;比原来的1.55m3/min, 提高了320%;回风流中的瓦斯浓度从0.8%降低到0.35%, 上隅角瓦斯从3.2%降低到0.45%, 瓦斯抽采效果得到极大提高。
4.5 抽放期间, 瓦斯管路中残渣少、抽放负压稳定, 抽放效果好。
5 结论
瓦斯抽采钻孔联网方式的集成优化 第11篇
1 矿井概况
裴沟煤矿于1966年建成投产, 是郑煤集团公司的主力矿井之一, 主采二1煤层, 矿井生产能力210万t/a, 水文地质类型为“复杂”, 2012年矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井。瓦斯抽采措施主要为顺层钻孔、高位钻孔抽采, 矿井现有7套瓦斯抽采系统, 其中地面抽采系统2套, 年瓦斯抽采量达300万余m3, 日瓦斯抽采量达1万余m3。
2 抽采系统的总体组成结构
抽采系统由瓦斯抽采泵站、主管、支管、孔口集抽器、放水除渣器、钻孔, 以及负压、流量和浓度监控装置组成, 总体结构如图1所示。
3 问题分析
裴沟煤矿矿井抽采系统不断扩大, 环节较多, 管线较长 (单套系统平均长约1 000 m) , 且由于受到井下地质因素、巷道条件及一些钻孔联网不合理因素影响, 出现了管路积水、堵塞等现象, 造成钻孔处负压损失严重, 影响了瓦斯抽采效果。
从表1可知, 原瓦斯抽采系统在管路管径一致的情况下存在的负压损失问题主要集中在抽采巷道范围内, 经分析, 认为原因主要有以下2个方面。
(1) 采用原来的联网方式中, 产生了过多的直角弯曲和交叉, 造成负压损失, 影响抽采效果。工程流体力学中的局部损失能量计算公式为[3]:
其中, Hm为流体的水头损失;ζ为局部损失因数;V为流体流速。
由公式 (1) 可知, ζ随着弯曲角度增大而增大, 且垂直90°时损失能量不是最小[4], 如图2中的联网集抽方式出现3次以上的直角 (或近似直角) 弯曲时局部损失也随着累计增加。
(2) 现场工人操作不当, 巡查不及时, 造成管道漏气积水, 影响抽采效果。由于原有的钻孔联网方式 (图2) 没有设置孔口收集积水、积煤 (渣) 的装置, 使钻孔内抽出的水、煤 (渣) 直接排进主管路内, 或直接在孔口小孔径连接处 (50 mm扣头) 囤积, 加重了主管路放水除渣的压力, 容易产生管路不通畅现象。
4 联网方式整合改进
根据瓦斯抽采技术原理及现场实际应用需要, 2013年10月中旬对抽采钻孔联网方式进行了系统整合改进。将原来的钻孔到支管的连接“钻孔→集流器→支管→放水器、除渣器→主管”, 改为将集流器与放水器、除渣器集成一体的联网方式 (图3) 。
5 效果分析
(1) 联网方式改进后, 瓦斯从钻孔通过矩形集抽器直接进入支管, 将垂直变流改为缓变流, 有效减小了管道能量损失, 抽采效果有了明显提高 (图4) 。
(2) 单组集抽器钻孔联网数也增加了近50%, 即由10~14个钻孔增加到16~20个钻孔。
(3) 存储水 (渣) 空间也得到提高, 减轻了主管路放水除渣的压力, 杜绝管路不通畅现象的发生。
(4) 改进后的联网方式将集流器与放水器、除渣器集成一体, 每施工20个钻孔减少设置1台放水器、除渣器, 每年可以节约资金近10万元, 在实现抽采系统能力最大化的同时实现了良好的经济效益。
6 结语
钻孔联网是瓦斯抽采最基础的现场工作[5], 通过对瓦斯抽采联网方式的优化改进及应用效果分析可知, 该种联网方式在矿井瓦斯抽采系统中有一定的推广应用价值。
摘要：在瓦斯抽采过程中, 不合理的钻孔联网方式会造成负压损失。针对这一问题, 裴沟煤矿运用抽采原理和工程流体力学的知识, 对该矿井下瓦斯抽采钻孔联网方式进行了集成优化, 并在现场推广应用, 降低了不必要的负压损失, 提高了抽采效果。
关键词：瓦斯抽采,钻孔联网,集成优化
参考文献
[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.
[2]国家安全生产监督管理总局.AQ1027—2006煤矿瓦斯抽放规范[S].北京:煤炭工业出版社, 2006.
[3]周亨达.工程流体力学[M].北京:冶金工业出版社, 1988.
[4]张群.瓦斯抽采管道连接方式的改进及应用[J].煤炭工程, 2011 (5) :51-53.