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水力压挤防治瓦斯煤尘技术研究

0水力压挤技术砖瓦和碎石是煤矿的两种主要灾害,尤其是在有突出风险的开挖道路上的坍塌风险更为严重。为有效地预防煤巷掘进突出,我国先后试验了浅孔松动爆破、超前排放钻孔、深孔控制爆破、水力冲孔、预抽瓦斯等多项措施,取得了一定的效果,但都存在应用的局限性。浅孔松动爆破易形成煤渣抛出而诱导突出;超前排放钻孔难以避免抽放钻孔的变形或坍塌;深孔控制爆破装药工艺复杂,难以推广;水力冲孔在煤质较硬时效果不明显;而预抽瓦斯占用时间较长,影响采掘进度。近年来,水力压挤作为煤巷掘进预防煤与瓦斯突出的一种技术措施,正在焦作、鹤壁、淮南、淮北等矿区推广应用。该项技术措施不仅可以大大降低煤与瓦斯突出的危险性,减少落煤时的瓦斯涌出量,同时也可预先湿润煤体中的煤尘,使其失去飞扬能力,从而有效地消除尘源,起到防尘作用。实施水力压挤技术的关键是如何结合具体的煤层试验条件,确定合理的注水工艺和注水参数。笔者以淮北矿区祁东煤矿7123煤巷掘进工作面为例,试验确定了钻孔布置、封孔深度、注水压力、注水量与注水时间等相关参数。技术实施后,防治掘进煤与瓦斯突出、瓦斯积聚超限与煤尘污染危害的效果显著;同时也提高了突出危险性煤层巷道掘进速度,取得了较好的经济效益。1风速压挤防治瓦斯煤尘所谓水力压挤,就是在工作面进行掘进作业前,对其前方煤体进行高压注水,使深部煤体在水流压挤作用下发生张裂,产生水平和纵向裂隙,提高煤层的渗透性,增大瓦斯涌出量,释放煤体内部应力。水力压挤防治瓦斯煤尘机理如图1所示。首先,高压水将煤体压裂后,使掘进煤巷前方煤体的应力状态发生改变,卸压带增宽,应力集中带前移,抵抗煤与瓦斯突出的能力增强。其次,由于煤体应力释放,大量原本处于吸附状态的瓦斯解吸为游离瓦斯,被高压水提前从煤壁挤出,从而降低了掘进落煤时的瓦斯涌出量和瓦斯浓度峰值,均衡了瓦斯涌出,避免了瓦斯积聚超限。再次,煤层注水后,煤体裂隙中的原生煤尘在煤体破碎前预先湿润,失去飞扬能力,从而有效地消除了尘源。2热水压挤水试验2.1日加工系统的设计试验地点选在淮北矿区高瓦斯双突矿井祁东煤矿7123煤巷掘进面。工作面煤的普氏硬度为1.3,原始瓦斯含量约11.67m3/t,瓦斯压力1.4MPa,煤层厚度3.0~4.5m,煤层埋藏深度531m。注水系统为:地面注水池→机巷供水管→水仓→注水泵→干管→支管→截止阀→压力表→水表→封孔器→钻孔。其中注水泵选用XRB2B型乳化液泵,额定压力20MPa,流量80L/min;封孔器选用自行研制的HBKJ-1型注水自动封孔器,适用孔径40~50mm,最大膨胀直径70mm,工作状态耐压30MPa;水表选用SGS型双功能高压水表,额定压力20MPa,最小流量0.1m3/h,最大流量5m3/h;干管和支管所用高压胶管内径分别为32mm和28mm,额定压力分别为32MPa和28MPa。注水系统安装完毕后,即可在掘进面检修班内进行水力压挤技术试验,具体流程如图2所示。2.2钻孔布置钻孔布置参数包括钻孔布置方式、钻孔间距、钻孔深度等。钻孔布置方式取决于煤层赋存条件、煤层结构及性质、注水工艺等,一般有3孔(倒三角、正三角)和5孔(五花形式)两种形式,其中3孔布置主要适用于6~9m2的小面积断面,5孔布置则适用于9~12m2的大面积断面。7123煤巷掘进面断面为梯形,高2.6m,顶宽3.4m,底宽4.6m,断面积为10.4m2,因此,采用5孔布置形式。钻孔间距取决于注水钻孔有效影响范围,根据祁东矿长期试验,水力压挤的有效影响半径为1.12m。从水力压挤的效果出发,注水孔深应达到或超过掘进工作面应力集中带,同时也要避免注水孔过深导致注水时间过长。根据试验掘进面前方应力集中带分布和掘进要求,选择一班掘进进尺加上5m措施超前距为钻孔深度。试验中,选择的注水钻孔深度为8m。钻孔布置参数如图3所示。为使各个注水孔在中线方向的投影深度一致,3号、4号钻孔深度设计为10m,其余3个孔垂直巷道断面,各注水孔孔径均为42mm。2.3煤体中间钻孔锚点及应力集中带的确定合理的封孔深度应避开煤体卸压带,但也应小于应力集中带。原因是卸压带内裂隙较发育,注入的高压水会沿封孔段周围煤体内的裂隙与外部沟通导致漏水,影响注水效果;如果超过应力集中带,则煤体难以被压裂。卸压带和应力集中带范围可采用钻屑法确定,具体如下:1)未注水前,垂直煤壁向工作面前方煤体打水平煤孔,每钻进1m测定其钻孔钻屑量。2)绘制钻屑量随钻孔深度变化的曲线。3)根据钻屑量随钻孔深度的变化规律最终确定煤体前方卸压带和应力集中带宽度。为保证测定数据的可靠性,每个掘进面应至少测定两个掘进循环。注水前7123煤巷掘进面实测的钻屑量随深度变化的平均值见表1所示,相应的曲线如图4所示。从表1和图4可明显看出,注水前7123煤巷掘进面前方煤体卸压带为0~1.5m范围,应力集中带在1.5~4.0m范围,4.0m以外为原始应力带。由此确定注水封孔深度为2.0m。2.4煤体裂隙发育情况注水应是一个区间变化参数,不能过高,也不能过低。过高会导致煤体在地应力和水压综合作用下迅速变形,形成突出;过低则不能压挤煤体,仅仅相当于低压注水湿润措施,短时间内起不到卸压防止瓦斯突出的作用。煤体起始开裂压力可由下式计算:pb=λσy+T0+p0+pc(1)式中,pb——注水压力,MPa;λ——塑性校正系数;σy——垂直主应力,MPa;T0——煤的抗拉强度,MPa;p0——孔隙压力,p0≈(1/3)pb,MPa;pc——管路压力损失,pc≈(1/10)pb,MPa。式(1)可变为:pb≈(30/17)(λσy+T0)(2)祁东煤矿7123掘进面前方0.0~1.5m为卸压带,1.5~4.0m为应力集中带,封孔深度为2m,则封孔段垂直主应力:γH≤σy≤2γH。由测试结果取λ=0.28,T0取0.16MPa,煤层埋深531m,上覆岩层平均密度为2.39×103kg/m3,由此计算可得祁东煤矿水力压挤破裂煤体压力pb为6.35~12.62MPa。图5为注水期间压力和流量随时间的变化曲线,从中可以直观反映出高压水逐渐压裂煤体的过程。注水开始,压力升高,流量迅速增大,注入水充满钻孔周围煤体裂隙。随后几分钟,随注水压力增大,流量反而减小,说明煤体裂隙还没打开。当压力上升到煤体破裂压力时,流量随压力的升高迅速增大。在压力达到最大值后,流量逐渐上升到最大值。随后,压力开始下降,流量也随之下降。当注水压力下降到峰值压力的30%或注水流量明显增大,可以作为钻孔注水结束时间。一般情况下,注水过程持续1~3h,5个孔总注水量在4m3左右,平均每孔注水量在0.8m3,注水范围内煤体水份增量在3%~4%。3试验效果的测量与分析3.1每米钻屑量测定注水完毕后在工作面重新布置一个钻孔,长度为8m,距离注水孔1.5m,垂直巷道断面。打钻过程中测定其每米钻屑量,结果如前面表1和图4所示。从上述图表中可以看出,注水后工作面前方卸压带宽度为0.0~2.2m,应力集中带宽度为2.2~4.7m。由于水力压挤作用,使煤体卸压带增宽了0.7m,集中应力带前移,这就是水力压挤能够防止煤与瓦斯突出的机理之一。3.2次水力压挤试验前后巷道瓦斯浓度的变化规律注水前,选取风流比较稳定、瓦斯浓度分布比较均匀的断面作为测定断面,并按等面积法将该断面分成自上而下3个平行子梯形,在子梯形面积中心各布置一个瓦斯浓度测定点,并以这3个测点的平均值作为整个煤巷断面的瓦斯浓度值。图6为一次水力压挤试验前后测定断面瓦斯浓度的变化。从图中可以看出,注水开始后10min左右巷道中的瓦斯浓度逐渐上升,45min后瓦斯浓度达到最大值0.49%,此后30min内瓦斯浓度逐渐下降。停止注水后约40min后,瓦斯浓度降到0.23%。经计算,注水过程中挤出的瓦斯量占整个注水钻孔影响范围煤层瓦斯储量的19.3%,水力压挤瓦斯的效果较明显。3.3巷道断面1.2.2细胞密度测定注水前后,距离掘进头100m处巷道中央(以下简称巷中)和巷道旁边(以下简称巷旁),布置两台矿用测尘仪测定巷道断面粉尘浓度,测定结果如表2所示。从表中可以看出,注水后粉尘浓度明显下降,最高降尘率达78.7%,特别是呼吸性粉尘降尘率普遍大于全尘降尘率,说明煤层注水对防治呼吸性粉尘极为有利。4调整煤壁注压1)试验区掘进工作面水力压挤有效影响半径1m左右,合理封孔深度为2m,水力压裂煤体压力6.35~12.62M

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