刘 洋 吴世跃 李进鹏
(1.太原理工大学矿业工程学院,山西省太原市,030024;2.华晋焦煤公司,山西省离石市,033000)
扇形高位钻孔与倾向高位巷瓦斯抽采效果对比分析研究
刘 洋1吴世跃1李进鹏2
(1.太原理工大学矿业工程学院,山西省太原市,030024;2.华晋焦煤公司,山西省离石市,033000)
为了解决工作面瓦斯超限问题,沙曲矿在24207工作面进行了大孔径钻孔替代倾向高位巷抽采裂隙带瓦斯的试验。结果表明,使用大孔径钻孔抽采效果较为显著,现场工程中一个钻场5个钻孔的平均抽采纯量12.20 m3/min,高于倾向高位巷10.05 m3/min的抽采纯量,且有效控制范围是倾向高位巷的1.4~2倍。
大孔径钻孔 倾向高位巷 瓦斯抽采 沙曲矿
沙曲矿属于典型的高瓦斯且具有煤与瓦斯突出危险的矿井。24207工作面位于该矿4#煤层,煤层平均厚度为4.50 m,平均倾角5°。向上距离2#煤层平均10.5 m,向下距离5#煤层平均5.6 m,其中2#煤层平均厚度为1.04 m,5#煤层平均厚度为3.3 m。工作面采用倾向长壁综合机械化一次采全高开采方法,顶板管理采用全部垮落法。回采期间产量在3000 t/d时,工作面平均绝对瓦斯涌出量为62.38 m3/min,本煤层瓦斯涌出占63%,邻近层瓦斯涌出占37%。由于邻近层瓦斯涌出所占比例较大,对邻近层瓦斯进行抽采成为瓦斯治理中比较重要的一个环节。
由德钻ADR-250型大孔径高位钻孔 (以下简称德钻孔)代替倾向高位巷是沙曲矿在24207工作面回风巷施工的重点项目,取得了较好的抽采效果。本文就该抽采技术的原理、工程布置方式进行分析,通过与倾向高位巷在控制范围、抽采纯量等方面进行对比,阐述了在高瓦斯矿井使用大孔径德钻孔进行瓦斯治理的优点及进行技术推广的可行性。
明确裂隙带瓦斯运移及分布规律是合理布置抽放系统的重要前提。根据矿山开采煤岩沉降理论,上覆岩层会因为下部的岩层垮落沉降形成岩层间的离层裂隙和竖向破断穿层裂隙。覆岩层层面离层裂隙和穿层破断裂隙相互贯通,形成随工作面推进动态变化的采动裂隙带。裂隙带的形成为本煤层及邻近2#煤层中的卸压瓦斯流动提供了通道。对于2#煤层的卸压瓦斯,首先在浓度差作用下,瓦斯从没有裂隙的煤体扩散到周围的裂隙中去,然后在压力差作用下,瓦斯沿裂隙渗流到煤层上部离层裂隙内。对于本煤层瓦斯,会沿着采动断层裂隙通道上升,最终聚集在裂隙带上部的离层裂隙内。综合分析可知,将抽采钻孔布置在离层裂隙发育且能长时间保持的区域,有利于卸压瓦斯流动到抽采钻孔,保证钻孔有效抽采时间长、瓦斯抽采率高。
将煤岩层看成均匀多孔介质,在压差的作用下,瓦斯在煤体中的流动属于多孔渗流。若将倾向高位巷看成大直径钻孔,在钻孔长期抽采条件下煤岩层中的瓦斯流动可看成径向稳态渗流。瓦斯在煤岩层中径向流动见图1。
图1 瓦斯在煤岩层中径向流动
在第一类边界条件下,利用径向稳态渗流微分方程可以求出煤岩层中任意一点的瓦斯压力:
式中:R1——钻孔半径,m;
R0——钻孔影响的极限半径,m;
r——任一点到钻孔的法向距离,m;p0——煤层原始瓦斯压力,Pa;p1——钻孔中的瓦斯压力,Pa;
p——距钻孔r处的瓦斯压力,Pa。
由式 (1)可以看出,从钻孔孔壁到瓦斯源边界,压力分布呈对数关系,r相同的各点压力相等。因此,平面径流的等压线是以钻孔轴线为中心的同心圆,越靠近钻孔处等压线越密。在一定的范围内,随着r的增大,煤层中瓦斯压力迅速上升,在边缘处压力变化较为缓慢。由于瓦斯在煤层中流动受到阻力作用,抽采系统作用到煤层的抽采负压只能使煤层一定区域内的瓦斯流动。因此,钻孔的抽采量是一定的:
式中:Q——钻孔瓦斯抽采量,m3/d;
l——深入煤体的钻孔长度,m;
K——煤层渗透率,m2;
μ——瓦斯绝对粘度,Pa·s。
从式 (2)可以得知提高瓦斯抽采量的途径:钻孔瓦斯抽采量与煤岩层渗透率成正比,应将钻孔布置在孔隙率较大的地方;与瓦斯压力差成正比,应尽量降低钻孔中的负压;与钻孔在煤层中的长度成正比,应尽量加大在煤层中的钻孔长度;与钻孔半径成正比,可适当增大钻孔半径。
对于正常生产矿井而言,由于受抽采泵、抽放管路的限制,总抽采负压相对固定;矿井小区域内煤层及覆岩相对稳定,采空区覆岩垮落后同一水平孔隙率的分布变化较小。因此,若想提高单个钻孔抽采量,必须从增大钻孔孔径和长度两个方面入手。因此采用高位巷进行瓦斯治理受到煤矿的青睐。实践表明,高位巷治理瓦斯技术具有抽采量大、抽采效果明显、便于日常管理、观测等优点。但是从经济效益考虑,该技术具有巷道施工工程量大、岩巷掘进速度慢、工期较长、费用较高等缺点。
为节省开资,提高瓦斯治理效率,沙曲矿根据本矿地质条件和瓦斯赋存特征,引进了德国先进的ADR-250型钻机。该型钻机钻孔最大长度约250 m,孔径为250 mm,扩径孔径为320 mm。
24207工作面带式输送机巷与回风巷间留煤柱宽45 m,在回风巷内共布置9个钻场。为了与倾向高位巷的抽采效果进行对比,在该工作面与钻场交叉施工了8条倾向高位巷,钻场与倾向高位巷平均间距100 m。工程施工情况见图2。
工程施工图钻场高宽均为4 m,深2.5 m。每个钻场均布置5个高位钻孔,在顶板处开孔,钻孔呈扇形布置。依据本矿煤岩层垮落运移规律确定钻孔参数,5个钻孔倾角分别为37°、36°、33°、30°、27°,与尾巷走向方位夹角分别为90°、77°、65°、56°、48°。各钻孔均向带式输送机巷并偏向切眼方向钻进,孔深90 m。钻孔终孔位于带式输送机巷以内20 m、顶板以上54 m左右,所有钻孔均采用聚氨脂封孔。倾向高位巷由回风巷沿走向往煤层顶板方向施工,断面为2.4 m×2.4 m,在煤层底板处以40°起坡,爬至回采煤体上方45 m,沿倾向方向向被保护段施工15 m。
图2 工程施工图
钻场的控制范围是合理布置钻场间距的重要前提条件,也是衡量抽采效果好坏的重要标准。控制范围的大小主要由单孔有效控制半径和终孔布置位置决定。对于同一工作面,不同钻孔控制半径相对大小只与钻孔半径R1有关。经过长期抽采达到稳定状态后,利用式 (1)可以得到不同孔径钻孔等压距r与钻孔半径R1的关系:
在钻孔负压p1远小于煤层原始瓦斯压力p0的条件下,由式 (3)可知,p较小时,等压线分布受钻孔半径影响较大,但p增大到一定值后钻孔半径的影响可忽略不计,即不同孔径钻孔的等压线分布基本重合。4#煤层原始瓦斯压力1.5 MPa,按照煤层残余瓦斯压力小于0.74 MPa,达到防突要求的标准,在现场利用钻孔测试法测知德钻孔的极限有效抽采半径为3.2 m。利用式 (3),若将24207工作面倾向高位巷近似看成直径为4510 mm的钻孔,则倾向高位巷的极限抽采影响半径是单个钻孔 (直径320 mm)的3.85倍,即有效抽采直径在24 m左右。
但对于一个钻场而言,由以上实际布置参数可以得知整个钻场终孔的相对位置,钻场终孔位置参数见表1。从表1可以看出整个钻场的覆盖范围由1#孔和5#孔决定,两孔终孔位置在垂直煤层方向相距13.3 m,沿工作面推进方向相距27.34 m,距带式输送机巷内侧壁最大投影距离25.38 m。根据多孔同时工作相互影响符合势的叠加理论:
式中:pm——n个钻孔在m点产生的负压和,Pa;
qi——第i个钻孔抽采量,m3/d;
ri——第i个钻孔到m点的法向距离,m。
若m点在1#孔和5#孔终孔孔壁处,各钻孔的抽采量等同,将表1中的数据代入式 (3)和式(4)计算得知,5个钻孔使1#孔和5#孔的控制范围增大至原来单孔的3.3倍和3倍。整个钻场在沿工作面推进方向的抽采控制范围达48 m,在垂直煤层方向达32 m,远大于倾向高位巷半径12 m的控制范围,即为倾向高位巷控制范围的1.4~2倍,与下面谈及的有效抽采时间相呼应,证明了此分析结果的正确性。
表1 钻场终孔位置参数
沙曲矿每天派瓦检员到井下对各抽放钻孔及倾向高位巷的抽采数据进行实地测量记录,根据实测数据记录进行了汇总分析。
图3 钻场瓦斯抽采量
图3为2#德钻场自2011年4月6日-6月7日的抽采纯量记录。由图3可以看出:4月12日,工作面距离钻场37 m时,钻场抽到大量的卸压瓦斯,纯量迅速上升至17.37 m3/min;到5月30日,瓦斯纯量一直维持在13 m3/min左右,抽采纯量较稳定;有效抽采时间达63 d,平均抽采量为12.20 m3/min。
图4为2#倾向高位巷自2011年10月2日-11月16日的抽采纯量记录。由图4可以看出:至10月4日,工作面推过倾向高位巷几十米时抽采纯量才达到6.5 m3/min左右,相对于大孔径钻孔具有较大的滞后性;10月25日抽采纯量上升到10 m3/min以上,最高可达到17.32 m3/min;之后又有大幅度的回落,抽采纯量的稳定性相对较低;有效抽采时间43 d,平均抽采纯量为10.05 m3/min。
图4 倾向高位巷瓦斯抽采量
通过以上数据分析,可得出如下结论:扇形钻孔控制区域超前,若将其布置在切眼处,可降低开采初期工作面及上隅角瓦斯超限的可能性;扇形钻孔有效控制范围大,有效抽采时间长,约是倾向高位巷的1.5倍;扇形钻孔的平均抽采纯量高,约为倾向高位巷的1.22倍,总体抽采纯量较为稳定;扇形钻孔减少了独头巷道的掘进量,节省大量人力物力的同时,避免了安全事故的发生;钻场布置在回风巷巷道内,打钻对巷道支护作业影响较小,可与巷道掘进同时进行,节省了大量的采前准备时间。
[1]郑友刚,姚志勇.瓦斯抽采技术在唐山矿的研究应用 [J].中国煤炭,2012 (4)
[2]李川田,郭勇义等.近距离煤层群底抽巷瓦斯抽采实验研究 [J].矿业安全与环保,2012(4)
[3]刘智炜,李长宝等.顶板走向高位钻孔瓦斯治理技术在五虎山煤矿的应用 [J].矿业安全与环保,2011 (8)
[4]张世鹏,马自明.千米定向立体交叉大直径长钻孔强化抽采消突技术 [J].矿业安全与环保,2010(8)
[5]许家林,钱鸣高等.岩层移动离层演化规律及其应用研究 [J].岩土工程学报,2004(9)
[6]俞启香,王凯等.中国采煤工作面瓦斯涌出规律及其控制研究 [J].中国矿业大学学报,2000(1)
[7]葛家理,宁正福等.现代油藏渗流力学原理 [M].北京:石油工业出版社,2001
[8]李晓泉.采空区高位钻场与高抽巷瓦斯抽放方法对比及实例分析 [J].煤矿安全,2011(5)
[9]王兆丰,周少华等.瓦斯抽采钻孔有效抽采半径的数值计算方法 [J].煤炭工程,2011(6)
[10]郭良经,张建.未卸压煤层有效瓦斯抽放半径的测定 [J].煤矿安全,2011 (9)
Contrast analysis of gas drainage effect for sectorial high-level borehole and inclined high-level roadway
Liu Yang1,Wu Shiyue1,Li Jinpeng2
(1.College of Mining Technology,Taiyuan University of Technology,Taiyuan,Shanxi 030024,China;2.Huajin Coking Coal Co.,Ltd.,Lishi,Shanxi 033000,China)
In order to solve the problem of gas overrun,the trial of gas drainage in fissure zone was carried out through large-diameter boreholes instead of inclined high-level roadway at 24207 mining face in Shaqu Coal Mine.The drainage result showed that the large-diameter boreholes are good for the gas drainage.The average gas drainage amount for 5 boreholes in one drilling site is up to 12.20 m3/min,higher than the value of 10.05 m3/min via high-level roadway,and the effective control range is 1.4-2 times than that of high-level roadway.
large diameter borehole,inclined high-level roadway,gas drainage,Shaqu Coal Mine
TD712.6
A
刘洋 (1988-),男,河南商丘人,在读硕士研究生,主要从事矿井瓦斯灾害防治方面的研究。
(责任编辑 张艳华)