穿层钻孔瓦斯抽放半径

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穿层瓦斯抽放钻孔参数计算表

穿层瓦斯抽放钻孔参数计算表
0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5 0.76 ##### 30 10.5
钻杆 有效 长度 m/根
基孔 方位
角 °
煤层 倾角 °
巷道 距煤 层底 板法 向距
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
0.76 ##### 30 10.5
孔底至 中线横 向水平 距离m
基孔孔 口距底 板高度
m
孔口 后退 长度
m
20.0 0.0 1.2
16.0 0.0 1.2
12.0 0.0 1.2
8.0 0.0 1.2
4.0 0.0 1.2
0.0 0.0 1.2
-4.0 0.0 1.2
-8.0 0.0 1.2
-12.0 0.0 1.2
-16.0 0.0 1.2 5.0
4 0.0 1.6 30.2
左用-表 6.8 0.0 ##### 40 示;孔
5 0.0 1.4 26.6
3.9 0.0 ##### 35 口位置 在中线
6 0.0 1.2 23.1 0.0 0.0 ##### 30 右边用+
7 0.0 1
表示, 19.7 -5.2 0.0 ##### 26 在中线

顺层钻孔瓦斯抽放影响半径测试分析

顺层钻孔瓦斯抽放影响半径测试分析
孔 瓦 斯 浓度 , 并 对 测 试 结果 进 行 了分 析 。 结 果 表 明 , 采用 8 9 m m 的抽放 钻孔 , 当抽 放 时 间 为 1 0~1 5 d时 ,
抽 放影响半径为 2 m; 当抽 放 时 间为 2 0— 2 5 d时 , 抽 放 影 响半 径 可达 2 . 6 m。
上帮 , 此 处煤 层整 体 较 完 好 , 无片帮、 离层 现象 且 煤 层厚 度没 有 明显变 化 , 符合 上述 条件要 求 。
层 的透 气性 系数 逐 渐降低 ¨ , 这 在一 定程 度上 增 大
了瓦斯 抽放 的难 度 , 再加上 生 产接替 紧张 , 预抽 钻孔 的布置 往往 比较 盲 目, 钻孔 间距不 合理 , 增加 了瓦斯 抽 放工 程 的投入 和 生产 成 本 。 因此 , 准确 测 试 钻 孔 的抽放 影 响半径 对 预防煤 矿 瓦斯事 故 和矿井 的 瓦斯 治理 具 有重要 的指 导 意 义 。 目前 , 测 试 钻 孔 抽 放 影
以钻孔 为轴 心 的近 似 圆形 的 瓦斯 抽 放 影 响 圈 , 该 抽 放 影 响圈 的半 径 为钻 孔 的抽 放 影 响半 径 。 , 当 抽 放 动力 小 于深部 煤 体 的 瓦斯 向钻 孔 运 移 的 阻力 时 , 该 影 响圈便 不会 扩大 。
响半 径 常 用 钻 孑 L 瓦 斯 流 量 法 、 钻孑 L 瓦 斯 压 降 法 、 气体 示 踪 法 " 和 计 算 机 数 值 模 拟 法 等 。
测试 试验 。
当在 抽 放钻 孔 一 定距 离 施 工 若 干观 测 钻孔 后 ,
观 测钻 孔孔 口处 于 开 放状 态 , 当 巷道 内 的大 气 压力 高 于观 测孔 内 的气压 时 , 就 会有 空气 被压 入钻 孔 , 如 果该 钻 孑 L 能 够受 到 抽放 效 果 的影 响 , 就 会 降低 受 抽

阳泉五矿15_号煤层不同孔径的有效抽采半径对比研究

阳泉五矿15_号煤层不同孔径的有效抽采半径对比研究

收稿日期:2022 02 06作者简介:高㊀明(1984-),男,山西阳泉人,工程师,从事瓦斯治理及绿色开采技术工作㊂doi:10.3969/j.issn.1005-2798.2022.08.010阳泉五矿15号煤层不同孔径的有效抽采半径对比研究高㊀明(潞安化工集团五矿,山西阳泉㊀045000)摘㊀要:针对阳泉五矿15号煤层瓦斯含量赋存差异性大㊁钻孔抽采不具备穿层钻孔施工且瓦斯衰减快等问题,文章采用理论计算㊁实验室试验和现场实测等综合研究方法,利用顺煤层快速施工钻孔流量法测定有效抽采半径,研究了不同孔径条件下不同孔距的瓦斯抽采规律,重点探究了不同孔径条件下不同孔距的抽采钻孔的极限预抽率,从而确定了不同孔径钻孔有效抽采半径与时间关系,对于类似条件下的矿井瓦斯抽采工作具有参考与借鉴意义㊂关键词:不同孔径;顺煤层施工;瓦斯抽采规律;极限预抽率;有效半径中图分类号:TD712.6㊀㊀㊀文献标识码:B㊀㊀㊀文章编号:1005 2798(2022)08 0035 07㊀㊀目前,抽采半径测定方法主要有瓦斯含量降低法㊁钻孔瓦斯流量法和瓦斯压力降低法[1-3]㊂瓦斯压力降低法由于封孔与钻孔技术弊端,难以准确掌握瓦斯的真实压力[4-6]㊂采用瓦斯含量法进行抽采半径考察时,需要测不同间距处的瓦斯含量,一旦实测瓦斯含量未降至临界值以下,含量取样孔将破坏考察条件,致使考察孔无法继续考察,该方法只需测含量数据,操作简单,但需要根据测定过程的实际情况随时调整布孔方案,同时含量测定数据间误差大㊁不确定性因素多㊂而钻孔瓦斯流量法操作相对简单㊁测试成功率高,大量抽采数据统计能降低单个数据测试偏差,考察出的半径更接近于现场抽采工程实际,因此,本次瓦斯抽采半径考察以钻孔瓦斯流量法确定15号煤层不同孔径90mm㊁113mm 和133mm 的有效抽采半径㊂钻孔瓦斯流量法通过单孔抽采时间与流量关系计算出瓦斯抽采累计量,根据其他参数总抽采量㊁瓦斯含量㊁有效抽采率之间的相互关系得到不同时间条件下的有效抽采孔距,此方法简单易操作,结果较为准确㊂1㊀试验工作面概况及钻孔布置概况1.1㊀试验工作面概况五矿该次15号煤层瓦斯抽采半径考察的试验巷道设在8408工作面回风巷㊂8408工作面东北部为矿界,东南部为8406工作面(已采),西南部及西北部为采区大巷㊂在8408工作面回风巷选取一段长250m 的巷道作为现场试验地点㊂8408回风巷为煤巷,该巷道设计长度为664m,巷道为矩形断面,巷道宽度为5.40m,巷道高度为4.05m,巷道断面积为21.87m 2.该工作面15号煤层整体为一轴向北东的向斜形态,煤层倾角3~11ʎ,平均约7ʎ,煤层总厚度6.2m.1.2㊀试验钻孔的布置在15号煤层8408工作面试验施工3种孔径(90mm㊁113mm 和133mm)考察钻孔,每种考察钻孔布置3组平行顺层钻孔,组间距为10m,每组钻孔数3个,钻孔间距分别设计为5.5m㊁6m㊁6.5m.试验钻孔长度在115~119m,开孔高度为1.5m,倾角为1~3ʎ(沿煤层倾角),保证上向孔,钻孔抽采管采用PVC 管,连接到抽采管路上,安装孔板流量计(或其他瓦斯抽采多参数计量装置)分别记录单孔的瓦斯流量㊁瓦斯浓度和负压,测定结果见表1,抽采半径考察钻孔的布置如图1所示㊂㊀㊀从表1看出,试验区域实测原煤瓦斯含量为6.10~9.11m 3/t,最大瓦斯含量为9.11m 3/t,平均瓦斯含量为7.45m 3/t.㊀㊀抽采钻孔施工完毕后,采用囊袋式 三堵两注水泥砂浆封孔方式,封孔长度不低于15m㊂封孔管采用D 63mm 封孔管,每个单孔加装流量计,将钻孔连接到抽放管路上,试验期间确保抽采负压大于13kPa㊂利用瓦斯多参数管道测定仪测定并记录单孔的瓦斯抽采参数,包括抽采负压㊁浓度㊁流量等,试验钻孔接抽后,抽采前期(前20d)一般每天记录单孔抽采参数,中后期记录按3d一次(21d以后),中后期检测时间间隔根据前期考察情况可适当延长,该次五矿抽采半径考察孔的抽采计量统计时间均在1个月以上㊂表1㊀抽采半径考察钻孔竣工参数及瓦斯含量测定结果钻孔孔径类型组号孔号夹角/(ʎ)倾角/(ʎ)孔深/m煤孔段/m钻孔间距/m瓦斯含量/(m3㊃t-1) 51号90-2117117 5.5 6.58第一组53号90-2115115 5.5/55号90-1118118 5.5/59号90-2118806/90mm第二组61号90-21181186/64号90-311811869.1168号90-3118118 6.5/第三组71号90-2117117 6.5/74号90-3114114 6.5 6.1080号90-2117117 5.5/第一组82号90-411868 5.5 6.9184号90011870 5.5/88号90-2118706/ 113mm第二组90号90011711767.6593号900118736/97号90011887 6.5/第三组100号90011994 6.58.01103号90010350 6.5/110号900118118 5.5/第一组112号900115115 5.57.95114号900112112 5.5/118号9001191196/ 133mm第二组120号9001176567.68123号90-51181186/127号901117117 6.5/第三组130号90011795 6.57.06133号90-111798 6.5/图1㊀抽采半径考察布置钻孔示意2㊀不同孔径不同间距抽采钻孔的瓦斯抽采规律㊀㊀为了研究不同孔径条件下不同间距钻孔抽采效果,测定了瓦斯抽采量衰减系数(β)和钻孔初始瓦斯抽采量(Q c0)㊂通过按钻孔间距分组测定法,按照以下公式计算㊂2022年8月㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀高㊀明:阳泉五矿15号煤层不同孔径的有效抽采半径对比研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第31卷第8期Q标况=Q工况P1T0 P0T1式中:Q标况为标准状态条件下的瓦斯流量,m3/min;Q工况为工况状态条件下的瓦斯流量, m3/min;P0为标准大气压力,取101325Pa;P1为抽采钻孔孔口绝对压力,井下大气压力为90025Pa;T 为抽采钻孔孔口瓦斯的绝对温度(T=273.2+t),K; T0为标准状态条件下的绝对温度,取273.2K;t为抽采孔口瓦斯的温度,ħ.大量实践表明,钻孔瓦斯抽采量Q ct与钻孔的抽采时间t符合如下负指数函数关系式:Q ct=Q c0e-βt式中:Q c0为初始瓦斯抽采量(百米钻孔), m3/min㊃hm-1;Q ct为百米钻孔抽采时间t下平均瓦斯抽采量,m3/min㊃hm-1;β为量衰减系数,d-1;t为抽采时间,d㊂对上式积分,得到任意t天内的钻孔瓦斯抽采总量Q ct:Q ct=ʏt0Q c0e-βt=1440ˑQ c0(1-e-βt)β式中:Q ct为t天内的钻孔瓦斯抽采总量,m3; Q ci为tңɕ时钻孔极限瓦斯抽采量,m3.2.1㊀孔径90mm钻孔瓦斯抽采规律间距为5.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.2709e-0.026t间距为6m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.35e-0.033t间距为6.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.31e-0.028t根据以上公式,可得不同钻孔间距下百米钻孔瓦斯抽采总流量与抽采时间关系如下:间距为5.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=15003.69(1-e-0.026t)间距为6m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=15272.73(1-e-0.033t)间距为6.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=15942.86(1-e-0.028t)2.2㊀孔径113mm钻孔瓦斯抽采规律间距为5.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:㊀㊀Q ct=0.2908e-0.026t间距为6m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.4192e-0.037t间距为6.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.3829e-0.033t根据以上公式,可得不同钻孔间距下百米钻孔瓦斯抽采总流量与抽采时间关系如下:间距为5.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16105.85(1-e-0.026t)间距为6m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16314.81(1-e-0.037t)间距为6.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16708.36(1-e-0.033t)2.3㊀孔径133mm钻孔瓦斯抽采规律间距为5.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.3969e-0.034t间距为6m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.3128e-0.027t间距为6.5m时,百米单孔抽采纯量与时间函数关系为:Q ct=0.3461e-0.03t根据以上公式,可得不同钻孔间距下百米钻孔瓦斯抽采总流量与抽采时间关系如下:间距为5.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16809.88(1-e-0.034t t)间距为6m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16682.67(1-e-0.027t)间距为6.5m时,抽采钻孔总流量与时间函数关系为:Q ct=16612.8(1-e-0.03t)从图2~图10可知,瓦斯流量随着抽采时间增加而减小,呈负指数关系衰减,而孔距越小,瓦斯抽采流量越大,表明在抽采时间㊁体积煤体和瓦斯含量同等条件下,钻孔间距越大,瓦斯抽采速度越慢,煤层瓦斯含量下降越慢㊂2022年8月㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀高㊀明:阳泉五矿15号煤层不同孔径的有效抽采半径对比研究㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀㊀第31卷第8期图2㊀孔径90mm孔距5.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图图3㊀孔径90mm孔距6m的百米瓦斯流量衰减趋势图图4㊀孔径90mm孔距6.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图图5㊀孔径113mm孔距5.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图图6㊀孔径113mm孔距6m的百米瓦斯流量衰减趋势图图7㊀孔径113mm孔距6.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图图8㊀孔径133mm孔距5.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图图9㊀孔径133mm孔距6m的百米瓦斯流量衰减趋势图图10㊀孔径133mm孔距6.5m的百米瓦斯流量衰减趋势图3㊀不同孔径条件下不同间距的钻孔瓦斯预抽率与时间关系㊀㊀钻孔预抽煤层瓦斯效果的主要指标是瓦斯预抽率,它是指在一定抽采时间某一范围内瓦斯抽出量与钻孔瓦斯储量的比值关系:η=100Q/(LlM0rW0)式中:η为钻孔瓦斯预抽率,%;Q抽为t抽采时间内百米钻孔抽出的纯瓦斯量,m3,取Q ct;L为钻孔区域,m(孔间距5.5m㊁6m㊁6.5m);l为抽采钻孔长度,取100m;M0为煤厚,8408工作面煤厚取6.6m;r为煤密度,取1.35t/m3;W0为煤层原始条件下瓦斯含量,试验区域最大实测瓦斯含量,取9.11m3/t.其余以上符号意义同前㊂根据公式,瓦斯预抽率与时间关系如下: 1)㊀90mm孔径㊂间距为5.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=28.72(1-e-0.026t)间距为6m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=26.58(1-e-0.033t)间距为6.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=26.51(1-e-0.028t)2)㊀113mm孔径㊂间距为5.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=30.83(1-e-0.026t)间距为6m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=28.39(1-e-0.037t)间距为6.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=26.84(1-e-0.033t)3)㊀133mm孔径㊂间距为5.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=31.91(1-e-0.034t)间距为6m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=29.02(1-e-0.027t)间距为6.5m时,百米瓦斯抽采钻孔瓦斯预抽率与时间函数关系为:η=26.91(1-e-0.03t)由图11~图13可知,不同孔径条件下不同孔间距的抽采率都存在一个上限值,当达到预抽率后,再增加时间,抽采率不再增加,孔间距增加,抽采率降低,当孔间距增加后瓦斯抽采极限预抽率仍低于抽采达标标准值时,增加抽采时间也不可能使煤层抽采达标㊂图11㊀孔径90mm 不同间距钻孔瓦斯预抽率图图12㊀孔径113mm 不同间距钻孔瓦斯预抽率图图13㊀孔径133mm不同间距钻孔瓦斯预抽率图4㊀瓦斯抽采达标下预抽率确定根据‘煤矿瓦斯抽采基本指标“(AQ1026-2006)相关规定[7]:瓦斯抽采达标时的预抽率可以根据原始瓦斯含量和残余瓦斯含量计算得出:η=(W0-W残余)/W0式中:η为钻孔瓦斯的预抽率,%;W0为煤层原始条件下最大瓦斯含量,试验地点最大瓦斯含量取9.11m3/t;W残余为抽采达标后的煤层平均残余瓦斯含量,m3/t.达标残余瓦斯含量和可解吸瓦斯量参照表2[7]判定采煤工作面评价范围瓦斯抽采效果是否达标㊂表2㊀采煤工作面回采前煤层可解吸瓦斯量应达到的指标值可解吸瓦斯量W j/(m3㊃t-1)工作面日产量/tɤ8ɤ1000ɤ71001~2500ɤ62501~4000ɤ5.54001~6000ɤ56001~8000ɤ4.58001~10000ɤ4>10000根据五矿工作面生产情况,考虑回采期间工作面瓦斯治理工作,该次抽采半径考察预抽率计算以煤层可解吸瓦斯含量小于4m3/t为依据,同时根据华北科技学院对五矿15号煤层测定的瓦斯基础参数测定结果可知,五矿15号煤残存瓦斯含量为2.68~3.97m3/t,平均3.51m3/t,该次计算残存瓦斯含量取2.68m3/t.综上所述,煤层残余瓦斯含量的最大值为煤层残存瓦斯含量2.68m3/t加上前述依据工作面日产量取值的最大值可解吸瓦斯含量4m3/t之和,即6.68m3/t,小于8m3/t,将其与试验地点最大瓦斯含量9.11m3/t代入到上述公式中,计算得到煤层抽采达标预抽率η为26.67%.5㊀有效抽采半径确定根据在不同抽采时间条件下对应的煤层瓦斯预抽率,其结果见表3~表5.1)㊀目标预抽率的确定㊂工作面瓦斯目标抽采率为26.67%.2)㊀抽采钻孔布置方式的确定㊂如上所述,工作面瓦斯预抽率必须能够达到目标值26.67%时才能抽采达标㊂①孔径90mm㊂根据表3可知:孔径90mm钻孔,预抽期120d,钻孔间距为5.5m时,预抽率达到26.67%,其他钻孔间距均还未抽采达标,因此确定工作面合理预抽时间为120d㊁钻孔间距为5.5m㊁抽采半径为2.75m.钻孔孔径90mm,孔距为6m和6.5m时,即抽采率分别为26.58%和26.5%,抽采多久都无法抽采达标㊂表3㊀孔径90mm不同钻孔间距瓦斯预抽率与时间关系抽采时间/d不同钻孔间距的预抽率/%5.5m6m6.5m3015.5516.7015.076022.6822.9121.579025.9525.2224.3812027.4526.0725.5915028.1426.3926.1118028.4526.5126.3421028.6026.5526.4424028.6626.5726.4827028.6926.5826.5030028.7126.5826.50㊀㊀注:表中26.67%为目标预抽率,小于26.67%的范围为无效值㊂根据表4可知:孔径113mm钻孔,预抽期90d,钻孔间距为5.5m和6m时,预抽率达到26.67%,其他钻孔间距均还未抽采达标㊂表4㊀孔径113mm不同钻孔间距瓦斯预抽率与时间关系抽采时间/d不同钻孔间距的预抽率/%5.5m6m6.5m3016.7019.0316.876024.3525.3123.139027.8627.3725.4612029.4728.0626.3315030.2128.2826.6518030.5428.3526.7721030.7028.3826.8124030.7728.3926.8327030.8028.3926.8430030.8228.3926.84㊀㊀注:表中26.67%为目标预抽率,小于26.67%的范围为无效值㊂预抽期180d,钻孔间距为5.5m时预抽率达到30.54%;钻孔间距为6m时预抽率达到28.35%;钻孔间距为6.5m时预抽率达到26.77%㊂预抽期180d后,5.5m㊁6m㊁6.5m钻孔间距均抽采达标,即均达到目标预抽率要求,从预抽时间和工程量综合比较,合理工作面预抽时间为180d㊁钻孔间距6.5m㊁抽采半径为3.25m.预抽期180d后,5.5m㊁6m和6.5m钻孔间距均可抽采达标㊂综上所述,钻孔孔径113mm时,确定工作面合理预抽时间为180d㊁钻孔间距为6.5m㊁抽采半径为3.25m.根据表5可知:孔径133mm钻孔,预抽期60d,钻孔间距为5.5m,预抽率达到26.67%,其他钻孔间距均还未抽采达标;预抽期120d,钻孔间距为6m,预抽率达到26.67%,其他钻孔间距均还未抽采达标㊂预抽期180d,钻孔间距为5.5m时,达到31.84%预抽率;钻孔间距为6m 时达到28.8%预抽率;钻孔间距为6.5m 时达到26.79%预抽率㊂预抽期180d 后,5.5m㊁6m㊁6.5m 钻孔间距均抽采达标,即均达到目标预抽率要求,从工程量㊁预抽时间综合比较,确定工作面合理预抽时间为180d㊁钻孔间距为6.5m㊁抽采半径为3.25m㊂预抽期180d后,5.5m㊁6m 和6.5m 钻孔间距均可抽采达标㊂表5㊀孔径133mm 不同钻孔间距瓦斯预抽率与时间关系抽采时间/d不同钻孔间距的预抽率/%5.5m6m6.5m3020.4016.1115.976027.7623.2822.469030.4126.4725.1012031.3727.8826.1715031.7228.5126.6118031.8428.8026.7921031.8828.9226.8624031.9028.9826.8927031.9129.0026.9030031.9129.0126.91㊀㊀注:表中26.67%为目标预抽率,小于26.67%的范围为无效值㊂综上所述,钻孔孔径133mm 时,确定工作面合理预抽时间为180d㊁钻孔间距为6.5m㊁抽采半径为3.25m.根据钻孔抽采规律特性和通过理论计算,得出不同孔径钻孔有效抽采半径与时间关系(表6).表6㊀不同孔径钻孔有效抽采半径与时间关系抽采天数/d不同孔径钻孔有效抽采半径/m90mm113mm133mm100.730.860.8820 1.28 1.49 1.5130 1.69 1.95 1.9760 2.40 2.72 2.75902.753.00 3.00180 2.753.253.25根据表6可知,初步确定孔径90mm 钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.28m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.4m;确定孔径113mm 钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.49m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.72m;确定孔径133mm 钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.51m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.75m.3)㊀抽采时间的确定㊂按照上述分析,在同样煤层瓦斯赋存条件下,孔径90mm 钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.28m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.4m,工作面预抽90d 的合理有效抽采半径为2.75m;孔径113mm钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.49m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.72m,工作面预抽90d 的合理有效抽采半径为3m,工作面预抽180d 的合理有效抽采半径为3.25m;孔径133mm 钻孔,工作面预抽20d 的合理有效抽采半径为1.51m,工作面预抽60d 的合理有效抽采半径为2.75m,工作面预抽120d 的合理有效抽采半径为3m,工作面预抽180d 的合理有效抽采半径为3.25m.6㊀结㊀语1)㊀获得了不同孔径不同孔间距下瓦斯抽采规律,瓦斯流量随着抽采时间的增加而减小,呈负指数关系衰减,而孔距越小,瓦斯抽采流量越大,表明在抽采时间㊁体积煤体和瓦斯含量同等条件下,钻孔间距越大,瓦斯抽采速度越慢,煤层瓦斯含量下降越慢㊂2)㊀测定了不同孔径下不同钻孔间距的抽采钻孔极限预抽率,间距5.5m 时钻孔极限预抽率分别为28.72%㊁30.83%㊁31.91%;间距6m 时钻孔极限预抽率分别为26.58%㊁28.39%㊁29.02%;间距6.5m 时钻孔极限预抽率为26.51%㊁26.84%㊁26.91%.3)㊀根据不同孔径钻不同孔间距下瓦斯抽采规律和抽采钻孔的极限预抽率,确定了不同孔径钻孔有效抽采半径与时间关系,对于类似条件下的矿井瓦斯抽采工作具有参考与借鉴意义㊂参考文献:[1]㊀中国煤炭工业协会.GB /T 23250 2009煤矿井下煤层瓦斯含量直接测定方法[S].北京:中国标准出版社,2009.[2]㊀任仲久.基于FLUENT 的瓦斯抽采半径规律研究[J].能源与环保,2018,40(2):34-37,42.[3]㊀郝富昌,刘明举,孙丽娟.基于多物理场耦合的瓦斯抽放半径确定方法[J].煤炭学报,2013,38(S1):106.[4]㊀郝富昌,刘明举,孙丽娟.瓦斯抽采半径确定方法的比较及存在问题研究[J].煤炭科学技术,2012,40(12):55-58.[5]㊀徐青伟,王兆丰,王立国.有效抽采半径与考察区域形状及布孔间距的关系研究[J].煤矿安全,2018,49(4):144-147.[6]㊀余㊀陶,卢㊀平,孙金华,等.基于钻孔瓦斯流量和压力测有效抽采半径[J].采矿与安全工程学报,2012,29(4):596-600.[7]㊀国家安全生产监督管理总局.AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标[S].北京:北京工业出版社,2006.[责任编辑:路㊀方]。

矿井瓦斯抽采设计说明

矿井瓦斯抽采设计说明

矿井瓦斯抽米设计一、矿井概况1、矿井位置及资源储量地方永安煤业位于禹州市文殊镇南村,由原文殊镇顺利煤矿和兴发煤矿两个煤矿整合而成。

系股份制企业,隶属于省煤层气开发利用。

为“四证”齐全矿井。

矿井开采二i煤层,资源储量526.61万吨,累计动用资源储量74.22万吨,保有资源储量452.39万吨,可采储量206.46万吨。

设计生产能力21万吨/年。

2、矿井瓦斯等级根据省工业和信息化厅《关于省煤层气公司所属煤矿2010年度矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》(豫工信煤〔2010〕200号),永安煤业相对瓦斯涌出量为12.66m 3/t,绝对瓦斯涌出量8.12m 3/min,矿井为高瓦斯矿井。

3、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性根据《国家安全生产矿山机械检测检验中心》于2009年10月26日所做的煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性鉴定:永安煤业有煤尘爆炸性。

二1煤层为皿类,即不易自燃煤层。

4、矿井开拓矿井采用“三立井单水平上下山”开拓方式。

其中主立井承担提升煤炭,辅助进风任务;副井承担提升人员、升降物料及主进风等任务;回风立井作为矿井专用回风井。

矿井开拓水平为-134m ,全矿划分为11 采区和12 采区,其中11 采区为上山采区,12 采区为下山采区(因瓦斯高,治理难度大,予以密闭)。

11 采区为矿井首采区,老副井煤柱工作面目前为隐患整改工作面。

5、瓦斯参数测定情况为合理开采11 采区,地方永安煤业首先于2015 年8 月委托中国矿业大学对11采区-100m标高已浅二i煤层瓦斯含量及瓦斯压力进行测定,编制了《地方永安煤业11采区-100m标高已浅二i煤层瓦斯含量及瓦斯压力测定报告》,结果如下:二 1 煤层瓦斯含量为 3.67〜4.35m 3/t ,平均值为4.02 m3/t ;瓦斯压力为0.075〜0.090MPa ,平均值为0.083 MPa 。

两个指标均小于“双六” ,符合《强化煤矿瓦斯防治十条规定》。

钻孔抽采半径测定研究报告

钻孔抽采半径测定研究报告

矿区钻孔抽采半径测定研究报告中国矿业大学安全工程学院二○一二年八月目录1 前言 (1)2 钻孔周围煤体中瓦斯流动理论及影响因素 (3)2.1 瓦斯在煤层中的流动状态 (3)2.2 抽排钻孔瓦斯径向流动模型 (4)2.3 瓦斯抽采效果影响因素 (6)2.3.1 抽采时间 (7)2.3.2 抽采负压 (7)2.3.3 钻孔直径 (7)2.3.4 钻孔施工及封孔质量 (8)2.3.5 煤体渗透特性 (8)2.3.6 地应力 (9)2.3.7 瓦斯压力 (10)2.3.8 煤体吸附特性 (11)3 抽采钻孔瓦斯渗流数值模拟分析 (12)3.1 数值模型建立 (12)3.1.1 数值模拟软件简介 (12)3.1.2 钻孔瓦斯渗流模型的建立 (13)3.2 模拟参数设置 (14)3.2.1 模型基础参数设置 (14)3.2.2 模型边界设置 (14)3.3 数值模拟结果及分析 (15)3.3.1 抽采时间的影响 (15)3.3.2 抽采负压的影响 (19)3.3.3 煤层渗透率的影响 (21)3.3.4 钻孔孔径的影响 (23)4 瓦斯抽排半径测定方法 (25)4.1 穿层钻孔抽采半径测试方法 (25)4.1.1 平行钻孔布置法 (25)4.1.2 终孔圆周布置法 (26)4.2 顺层钻孔抽采半径测试方法 (28)4.2.1 测试原理 (28)4.2.2 测试方法 (28)4.3 煤巷掘进工作面浅孔排放半径测试方法 (30)5 瓦斯抽排半径现场测试及结果分析 (32)5.1 芦岭矿穿层钻孔抽采半径测定及结果分析 (32)5.1.1 测试地点概况 (32)5.1.2钻孔施工参数及钻孔间距的确定 (33)5.1.3 有效抽采半径确定依据 (34)5.1.4 测试结果及分析 (35)5.1.5 抽采后煤层消突效果 (42)5.2 柳矿穿层钻孔抽采半径测定及结果分析 (44)5.2.1 测试地点概况 (44)5.2.2 钻孔设计及施工参数 (45)5.2.3 测试结果及分析 (45)5.3 祁南矿顺层钻孔抽采半径测定及结果分析 (49)5.3.1 测试地点概况 (49)5.3.2 钻孔设计及施工参数 (49)5.3.3 测试结果及分析 (50)5.4 祁南煤矿穿层钻孔抽采半径测定及结果分析 (54)5.4.1 钻孔设计及施工参数 (54)5.4.2 测试结果及分析 (55)5.5 祁南煤矿掘进工作面钻孔排放半径测定及结果分析 (58)5.5.1 钻孔设计及施工参数 (58)5.5.2 测试结果及分析 (59)6 瓦斯抽采半径预测程序设计 (61)6.1 钻孔瓦斯抽采半径程序解算模型及算法 (61)6.2 程序设计流程图 (62)6.3 程序界面及算例 (63)7 总结 (66)矿区随着开采深度的增加,煤层瓦斯压力、含量相对增加,采掘工作面瓦斯涌出量也逐渐增加,严重制约着矿井的安全生产。

抽放影响半径和有效半径

抽放影响半径和有效半径

崔庙煤矿二1煤层穿层孔瓦斯抽放半径测定研究科研报告中国矿业大学郑煤集团瓦斯研究所郑煤集团崔庙煤矿二○○七年七月目录1 绪言 (1)1.1 矿井概况 (1)1.2 立项背景 (1)1.3 课题的主要研究内容 (1)1.4 研究实施步骤 (2)2 矿井概况 (3)2.1 矿井基本情况 (3)2.2 瓦斯地质概况 (3)2.3 煤层顶、底板 (3)2.4 煤层开采情况 (4)2.5 地质构造 (5)3钻孔抽放瓦斯赋存及流动规律 (6)3.1 瓦斯在煤体内的存在状态 (6)3.1.1 煤体表面的吸附作用以及煤的吸附模型 (7)3.2 煤层瓦斯流动的基本规律 (13)3.2.1 煤层瓦斯流场的分类 (13)3.2.2 瓦斯扩散运动及菲克定律 (15)3.2.3 瓦斯渗透流动,线性非线性渗透定律 (16)3.3 煤层巷道瓦斯流动场模型的建立 (18)3.3.1 瓦斯在实际煤层中的单向流动模型 (18)3.3.2 瓦斯在实际煤层中的径向流动模型 (21)3.3.3 瓦斯在实际煤层中的球向流动模型 (22)4 钻孔抽放半径测定技术 (23)4.1钻孔实测法 (23)4.1.1 以压力作为指标 (23)4.1.2 以含量作为指标 (23)4.1.3 以相对压力作为指标 (24)4.2计算机模拟法 (25)4.3结合法 (27)5 测定方案 (29)5.1 瓦斯压力测定方法 (29)5.1.1直接测定煤层瓦斯压力的方法 (29)5.2 发泡水泥封孔测压工艺 (32)5.3 钻场设计与实施 (32)5.3.1钻场设计 (32)5.3.2钻孔施工 (33)5.3.3封孔工艺 (33)5.3.4数据观测 (34)5.4 抽放半径指标的确定 (34)6 测试结果与分析 (36)6.1 观测孔瓦斯压力的变化 (36)6.3 测试结果 (42)参考文献 (444)1.1 矿井概况郑煤集团崔庙煤矿,位于河南省荥阳市境内,于1996年建矿,2005年4月被郑煤集团公司整合。

正明矿穿层钻孔有效抽放半径的研究

正明矿穿层钻孔有效抽放半径的研究

i s d i r e c t l y r e l a t e d t o t h e d e s i g n o f d r a i n a g e b o r e h o l e ,a r r a n g e me n t a n d t h e l e n g t h o f d r a i n a g e t i me . B y u s i n g t h e n u — me r i c l a s i mu l a t i o n s o f t wa r e F l u e n t 6 . 3 w i t h t h e t h e o r y o f g a s l f o w, a l f o w mo d e l o f b o r e h o l e g a s d r a i n a g e wa s e s t a b —
Abs t r a c t: Th e e f f e c t i v e d r a i n a g e r a d i u s o f d il r l h o l e i s a n i mp o r t a n t p a r a me t e r i n t h e mi n e g a s d r a i n a g e me a s u r e s . I t
文章编号 : 1 6 7 3—1 9 3 X( 2 0 1 4 )一 0 1— 0 0 9 2— 0 6
正 明矿 穿层 钻 孑 L 有 效 抽 放 半径 的研 究
袁 奎 , 何启林 , 李 同锁 , 邢真强 。
( 1 .安徽 理工 大学 能源与安全 学院 , 安徽 2 .煤矿安全高效开采教育部重点实验室 , 安徽
抽放钻孔的有效抽放半径与抽 放时间之间的关系 , 为瓦斯抽放钻孔的合理布置提供 了科学依据 。同时也为其他煤

寺家庄矿下向穿层钻孔有效抽放半径研究

寺家庄矿下向穿层钻孔有效抽放半径研究

D ie h o g taai iah a gMie rl dT ru hSrt Sj z u n n l n i
MA n Ho g—y 。 u ,W ANG Z a h o—fn ,YANG Ho g—ri ,BA i eg n an IJ e ( . col fSfySi c n nier g 1S ho o ae c n eadE g ei ,Hea oyeh i U iesy i zo44 0 t e n n nnP l cnc nvri ,Ja u 50 3,C ia t t o hn ; 2 S izu n n ,Yagu nC a d syGo p i og05 0 . iahagMie j nq a oln ut ru ,J hn 4 3 0,C ia I r z hn )
c u d i r v h f cie e so e r go a u b r t rv n in me s r s o l mp o e t e ef t n s ft e in lo t u s e e t a u e . e v h p o Ke wo d : g s d an g y r s a r i a e; d wn r oe o e d i e r u h s a a efc ie d an g a i s p e s r r p meh d o wa d b r h l rl d t o g t t ; f t r i a e rd u ; r s u e d o t o l h r e v
行 ,准确可靠 ,易 于现场 测定 ,不失 为一 种测 定钻 孔 瓦斯
抽放有效半径 的新方法 。 本文采用钻孔测 试法 中 的压降测 试法 ,通 过始 突深 度
ห้องสมุดไป่ตู้
1 瓦 斯抽 放钻 孔有 效抽 放半 径测 试方 法

鹤壁二1煤层穿层钻孔测试抽放半径研究

鹤壁二1煤层穿层钻孔测试抽放半径研究
有 很 大关 系 , 封孔 位 置 、 度 、 长 封孔 材 料 和封 孔 质
量 都直接 影 响钻孔抽 放半径 ,直 接影 响到 数据 的 准 确性 ,本次测 试是 针对鹤 壁 中泰公 司煤 矿常使 用 的封孑 方法进 行 的。封孔 工艺 采用 聚氨酯 膨胀 L 水 泥综合封 孔法 进行 封孔 ,钻孔前 段用 聚 氨酯封
2 1 年第 2 00 期
d i 03 6  ̄is.6 2  ̄ 4 .0 00 .1 o: .9 9 . n17 - 32 1 .20 3 1 s
能 源 技 术 与 管 理
鹤壁 二 1 煤层 穿层 钻孔测试 抽放半径研究

[ 摘
磊, 史宗保 , 魏平儒
( 南 理 工 大 学 能 源 学 院 , 南 焦作 4 4 0 ) 河 河 5 0 3
响煤炮现象严重 。根据钻孔资料 ,煤层厚度 为 80 ~ .1m, 平 均 厚 度 83 m。 煤 层 夹 矸 厚 . 90 3 . 02~ .7m, 均 03 属稳 定 型复杂 构造 煤层 。 .3 03 平 .m,
鉴 于 中泰 四矿地 质条 件复杂 ,钻 孔设计 如 图 l 所 示 , 中 2孔 和 5孔 为抽放 钻孔 , 3、 为测 其 1、 4孔 试钻 孔 。 钻机采 用 10钻机 、7 5 5mm钻 头施 工 , 孔 深 2 在 1.m处 见煤 。 5m, 3 5
4 . ; 孔 的平 均流 量 为 1 0 3 n 2% 3 6 5 14m/ ,浓 度 X mi 4 . 然后 把 2孔连 接上抽 放管 路 系统 。 7 %。 4 该地 区 三 水 平 瓦 斯 泵 房 安 装 有 C F 5 02 0型 和 B 一 1— 0 2 E 35型水环式 真空泵 各 1 , B 15 台 抽放 浓度 2% , 0

矿井多煤层瓦斯穿层抽放钻孔轨迹测量技术

矿井多煤层瓦斯穿层抽放钻孔轨迹测量技术

矿井多煤层瓦斯穿层抽放钻孔轨迹测量技术摘要:煤炭是我国一次能源消耗的主体,是保障我国国民经济与社会发展的重要物质基础。

本文主要对矿井多煤层瓦斯穿层抽放钻孔轨迹测量技术进行论述,详情如下。

关键词:矿井;多煤层;瓦斯穿层抽放钻孔;轨迹测量引言近年来,部分地区由于瓦斯抽放技术与装备落后,钻孔施工很难按照设计轨迹钻进,导致煤层出现瓦斯抽放盲区而引发的煤与瓦斯突出事故时有发生。

严重威胁煤矿的安全生产,可能摧毁巷道设施,毁坏通风系统,使巷道充满瓦斯与粉尘,造成煤尘和瓦斯爆炸等严重后果。

1矿井钻孔精确定向技术原理分析钻孔精确定向技术在实际使用过程中,主要是通过螺杆马达的随钻测量系统,对钻孔工作进行定向和方向纠正,可以对钻型工作方向以及钻型过程中的倾角大小进行有效控制。

在钻进工作过程中,可以直接沿着预先设定好的钻孔轨迹,将钻头钻进到指定的位置,同时在钻孔工作中受到煤岩层结构的赋存条件情况、地质条件、硬度、地质构造以及水环境等多方面因素所产生的影响,会造成实际钻进方向产生比较严重的偏差出现,钻进轨道偏离预先设定好的方向。

通过随钻测量系统的使用,可以保证钻进工作过程中对钻进的角度以及轨迹进行严格控制,同时在控制面板当中对相关的钻进参数进行精确显示。

当监测到钻进偏离了预先设定轨迹的条件下,可以通过调整孔底位置的螺杆马达,对偏离问题进行有效调整,保证整个钻进攻的方向符合预先设定的要求和标准。

在实际钻进工作当中需要对钻孔工作速率进行有效控制,同时还需要仔细观察钻进工作过程中的反水量以及残渣的携带情况。

当产生钻进异常问题时需要及时减慢或者是停止钻进工作,对其中产生的问题进行及时处理,和以往的钻探技术方法相比,通过使用钻孔精确定向技术,可以全面提高钻孔工作的精确度以及钻孔工作效率有效控制费控率。

2矿井多煤层瓦斯穿层抽放钻孔轨迹测量技术2.1技术措施煤矿在井下进行瓦斯抽放钻孔施工中,由于受到煤层赋存条件、钻杆钻具的磨损、操作钻机人员等因素的影响,很难保证钻孔的实钻轨迹能按照设计轨迹进行钻进。

穿层钻孔设计施工标准

穿层钻孔设计施工标准

Q/JM J 1.0073--2014穿层钻孔设计施工标准1 范围本标准规定了穿层钻孔瓦斯抽采技术设计与施工技术要求。

本标准适用于晋煤集团所属矿井。

2 规范性引用文件下列文件对于文件的应用是必不可少的。

凡是注日期的引用文件,仅所注日期的版本适用于本文件。

凡是不注日期的引用文件,其最新版本(包括所有的修改单)适用于本文件。

AQ 1026-2006 煤矿瓦斯抽采基本指标AQ 1027-2006 煤矿瓦斯抽放规范GB 50471-2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范3 术语和定义穿层钻孔在岩石巷道或煤层巷道内向相邻煤层施工的钻孔。

4设计要求4.1 采用穿层钻孔抽采煤层条带、回采工作面煤层瓦斯时,应编制安全可行的顶(底)板岩巷穿层钻孔瓦斯抽采设计,穿层钻孔瓦斯抽采设计由矿总工程师批准。

4.2 抽采设计中应包括以下内容:a)钻孔预计覆盖区域基本情况、煤层赋存状况、瓦斯基本参数;b)钻机型号、钻杆尺寸类型、排渣方式;c)钻孔开孔高度、方位角、倾角、长度、开(终)孔间距、布孔形式及个数、吨煤钻孔进尺等详细施工参数;d)钻孔封孔、联孔方法和要求,钻孔预计抽采时间及预计的抽采效果及抽采系统的运行情况;e)管路选型依据,抽采管路敷设要求、型号,管路三通、阀门、放水器的安装要求;f)其它安全措施、注意事项等。

4.2 对于煤层构造区或瓦斯富集区,应适当增加钻孔数量和预抽时间。

4.3 穿层钻孔预抽煤层瓦斯,钻孔控制范围应符合《井下瓦斯抽采区域控制范围技术标准》(QJM J 1.0019-2013)要求。

4.5 穿层钻孔设计施工长度应穿透目标煤层,终孔在煤层定(底)板以上至少0.5m。

设计与施工时均要标记见煤深度和见顶(底)深度。

4.6 钻孔开孔间距、数量、方位角、布置形式等参数应根据煤体瓦斯含量、预抽时间、抽放半径、煤层透气性系数进行设计,所有钻孔应均匀布置。

5施工要求5.1 穿层钻孔施工应采用水力排渣,特殊情况若采用其它排渣方式时必须制定专项措施,穿层钻孔施工过程中应安装放喷孔装置。

瓦斯抽采钻孔有效抽采半径测定方法研究

瓦斯抽采钻孔有效抽采半径测定方法研究

瓦斯抽采钻孔有效抽采半径测定方法研究发布时间:2021-06-28T17:24:01.823Z 来源:《基层建设》2021年第6期作者:刘宜军[导读] 摘要:瓦斯抽采是煤矿瓦斯灾害治理和资源利用的根本性措施之一,而钻孔布置是瓦斯抽采的首要工作。

安徽省阜阳市 236221摘要:瓦斯抽采是煤矿瓦斯灾害治理和资源利用的根本性措施之一,而钻孔布置是瓦斯抽采的首要工作。

对于顺层钻孔而言,瓦斯抽采有效半径(以下简称“有效半径”)是确定钻孔布置间距的基础参数和重要依据,其准确测定对于节省钻孔施工工程量、提高瓦斯抽采效率乃至最终实现瓦斯抽采达标至关重要。

关键词:瓦斯抽采;有效抽采半径;目前,我国煤矿安全生产得到了长足发展,煤矿安全形势也进一步好转,瓦斯事故也得到了进一步抑制,但瓦斯灾害依然严重,瓦斯问题仍然是威胁煤矿安全生产的重要因素。

实践证明,解决瓦斯问题最有效的方法就是预抽煤层瓦斯,瓦斯抽采钻孔的合理布置及抽采时间又是预抽煤层瓦斯的关键,这将直接影响煤层瓦斯抽采的效果,进而影响整个矿井的安全生产[1]。

钻孔间距太小,则会出现“串孔”现象,降低瓦斯抽采效率,浪费大量的人力、物力;钻孔间距太大,则会在两抽采钻孔之间形成抽采盲区,无法彻底消除煤层的突出危险性。

另外,抽采有效半径也是对煤层瓦斯抽采效果进行评价的必要依据,抽采时间过长,造成物力的浪费;抽采时间过短,达不到消突的目的。

因此,确定钻孔瓦斯抽采有效半径对于提高瓦斯抽采效率、保证煤矿安全生产具有重要的现实意义。

1 钻孔抽采半径的定义与界定指标1.1 抽采半径的定义抽采半径按用途可分为:抽采影响半径和有效影响半径。

抽采影响半径是指在规定的时间内原始瓦斯压力开始下降的测试点到抽采钻孔中心的距离。

有效抽采半径是指在规定时间内以抽采钻孔为中心,该半径范围内的瓦斯压力或含量降到安全容许值的范围。

钻孔的有效抽采半径是抽采时间、瓦斯压力、煤层透气性系数的函数,另外还与煤层原始瓦斯压力、吸附性能、抽采负压有关。

AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范[32页]

AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范[32页]

作者:ZHANGJIAN仅供个人学习,勿做商业用途ICS 73.010D 09备案号:18912—2006中华人民共和国安全生产行业标准AQ 1027—2006代替MT/T692-1997煤矿瓦斯抽放规范Code for coal mine gas drainage2006-11-02 发布2006-12-01实施国家安全生产监督管理总局发布AQ 1027-2006目次前言1 范围 (1)2规范性引用文件 (1)3术语各定义 (1)4建立抽放瓦斯系统 (3)5 地面永久瓦斯站瓦斯抽放系统 (4)6 井下移动泵站瓦斯抽放系统 (6)7 瓦斯抽放方法 (7)8 瓦斯抽放管理 (8)9 瓦斯利用 (10)10 地面永久瓦斯抽放系统的报废 (10)附录A(规划性附录)瓦斯抽放基础参数测算 (44)附录B(规划性附录)瓦斯投放方法类别及抽放率 (14)附录C(规划性附录)瓦斯抽放参数监控系统 (16)附录D(规划性附录)瓦斯抽放工程设计 (17)附录E(规划性附录)主要单位换算 (19)AQ 1027—2006前言为切实贯彻落实先抽后采的方针,加强瓦斯抽放技术管理,保证瓦斯抽放工程的安全,提高瓦斯抽放效果,防止瓦斯事故.保护环境,制定本标准。

资料个人收集整理,勿做商业用途本标准以原国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2004年颁布的《煤矿安全规程》、原煤炭工业部1997年制定的《矿井瓦斯抽放管理规范》、矿井抽放瓦斯工程设计规范》(MT 5018——96)为依据、在充分考虑煤矿瓦斯抽政工艺技术特点和目前我国煤矿瓦斯抽故现状及发展趋势的基础上编制而成:资料个人收集整理,勿做商业用途本标准代替MT T 692—1997《煤矿瓦斯抽放技术觇范》。

奉标准与t煤矿乩斯抽放技术规范》(MT/T 692一1997)相比内容上有了较大增加:——增加了矿井瓦斯抽放工程设计的内容:——增加了移动泵站瓦斯抽敞系统;——增加了瓦斯抽放方法;——增加了瓦斯抽放管理;——增由B了瓦斯刺用:——增加了瓦斯抽放系统的报废;——对一些词句进行了修改;本标准的附录A、附录B、附录C、附录D、附录E为规范性附录。

(最终)抽放半径测试报告

(最终)抽放半径测试报告

六盘水市新兴矿业瓦斯抽放半径测试报告
二〇一五年十二月一日
六盘水市新兴矿业
C12#煤层本煤层
瓦斯抽放半径测试报告
为了使我矿瓦斯抽放效果达标,为抽放钻孔布置提供可靠依据,测定瓦斯抽放半径是必要。

为此,在1650(13011运输巷开门点)布置了测试孔。

1、测试孔和预抽孔布置示意图如下:
2 测定方法
(1)依次施工#1、#2、#3、#4,终孔一个封一个,然后再钻进另一个,采用聚氨酯封孔,封孔深度15m,施工钻孔过程中记录开孔时间、终孔时间、开始封孔时间和封孔完成时间;
(2)待封孔材料凝固后关闭阀门,确保不漏气,测定并记录各测试孔压力变化情况;
(3)对测试孔测定1~4天后,施工0#孔,采用聚氨酯或水泥砂浆
封孔,封孔深度为5米,再把预抽孔联网进行预抽;
(4)预抽孔开始抽放后,继续观测1#、2#、3#和4#孔气体压力,测定并绘出各测量钻孔的瓦斯压力;
(5)如果某一个钻孔测定的瓦斯压力都比预抽前降低51%以上,表明该测试孔处于抽放钻孔的有效半径之,符合该条件的测试孔距抽放钻孔最远距离即为抽放钻孔的有效半径。

3、测试情况
从以上表中数据可以看出,四个孔压力表数据都有变化,而1#,2#,3#、4#孔在后来三十一天时间,分别降低了原来瓦斯压力的约73%,66%,61%,55%。

都比原来的瓦斯压力降低大于51%以上,所以这几个钻孔都在有效的抽放半径,因此确定13011运输巷穿层钻孔的抽放半径为3米之有效。

新兴矿业
2015年12月1日。

抽采半径考察

抽采半径考察

汾西矿业双柳矿瓦斯抽采半径考察方案一、为什么煤矿瓦斯抽放就是降低矿井瓦斯涌出量、防止瓦斯爆炸与煤与瓦斯突出灾害得重要措施。

衡量瓦斯抽放工作优劣得二个主要指标就是瓦斯抽放率与瓦斯抽放量。

提高抽放瓦斯效果得主要途径为:在瓦斯抽放时,尽可能地设法多抽瓦斯,不断扩大抽放瓦斯得范围。

同时,在提高煤层透气性上加强研究,不断改进与提高抽放工艺、系统与设备。

钻孔间距就是影响瓦斯抽放效果得重要因素,钻孔间距过大,在抽放范围内容易形成抽放盲区;钻孔间距过小,容易造成人力与物力得浪费。

所以瓦斯抽放钻孔得布置应以钻孔得有效抽放半径为依据,而抽放半径得测定目前还没有一个规范得标准,如何考察测定就是需要解决得主要问题。

二、就是什么煤矿瓦斯抽采半径就是一个随抽采时间变化得幂函数关系式,X坐标就是时间(d),Y坐标就是半径(m),通常说抽采半径就是指3个月得预抽期(也有说6个)。

现场测定通常采用压降法或流量法,也可采用示踪气体跟踪法。

压降法:施工几个钻孔封好孔后测定瓦斯压力,其中,预留一个孔先不施工,等其她几个瓦斯压力较稳定后再施工。

施工后封抽放,记录抽放得开始时间,观察各钻孔瓦斯压力得变化,发生突变时,认为抽放影响到了,记录抽放时间与不同钻孔得距离相对应得几组离散点,通过这些离散点拟合一个幂函数曲线,确定抽采半径。

流量法:与压降法类似,不过就是封孔后每天测定钻孔得流量,等流量突然增大时表示抽放时间影响到了。

示踪气体法:一般采用FS6,一般一组施工三个钻孔,中间得充示踪气体,两边不同得间距施工抽放孔,然后每天从抽放孔内抽出一些气体,观察里面有没有示踪气体,发现有且等级较高时,认为抽放影响到了。

三、怎么办1、钻孔施工条件为保证瓦斯抽放半径测定结果得科学性、可靠性,试验区域得选择必须满足以下条件:①必须选择未进行过瓦斯抽放得原始煤层;②最好选择可以施工穿岩钻孔得区域,否则必须选择新暴露得煤巷掘进工作面;③必须保证各钻孔终孔位置距离煤层暴露点最小距离不小于10m;④必须保证在整个测试过程中测试区域不受采动影响;⑤方便接入抽放系统,并可独立测定抽放参数。

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淮北矿业(集团)公司芦岭矿8煤层瓦斯抽采半径测定研究报告北京科技大学淮北矿业集团公司芦岭矿二○○八年一月目录目录 (1)1. 研究的内容与方法 (3)2. 矿井概况及开采范围 (5)3. 煤系地层及煤层赋存情况 (7)3.1. 地层 (7)3.2. 含煤地层 (9)3.3. 煤层赋存情况 (12)3.4. 煤质特征 (17)3.5. 地质构造特征 (21)3.6. 水文地质情况 (25)3.7. 矿井水文地质类型及水害威胁程度 (30)3.8. 煤层瓦斯赋存、煤尘及煤的自燃情况 (31)4. 8煤层瓦斯基本参数 (32)4.1. 8煤层原始瓦斯压力分析 (32)4.2. 8煤层原始瓦斯含量分析 (33)4.3. 8煤层瓦斯流量的测定 (35)4.4. 8煤层透气性系数的测定 (38)4.5. 8煤层其他瓦斯地质参数 (40)5. 8煤层瓦斯抽采半径与相关参数分析 (43)5.1. 有效抽采半径与时间之间的关系 (45)5.2. 抽采半径与负压之间的关系 (46)5.3. 抽采半径与钻孔直径之间的关系 (47)5.4. 抽采半径与煤层透气性系数之间的关系 (47)6. 总结 (49)1.研究的内容与方法芦岭矿是淮北矿业集团公司煤与瓦斯突出最为严重的矿井,自建井以来已经发生大小有记录的煤与瓦斯突出或动力现象20余次。

特别是2000年以来突出发生的频率和强度不断增大,其中2002年4月7日发生在Ⅱ一采区Ⅱ818采面3#煤眼斜石门的煤与瓦斯突出极其强烈,共突出煤量8924t,喷出瓦斯量多达123万m3;日常生产期间也经常有不同程度的小型突出或动力现象发生。

突出隐患的存在不仅极大增加了企业的生产成本,而且随着生产规模的日趋展开或开采水平的不断延深将严重威胁着安全生产,形势非常严峻。

随着矿井煤与瓦斯突出危险性的不断提高,相应的安全管理和决策工作也必将面临更加严重的考验。

首先是现场工程技术人员从意识上要更加重视对突出煤层瓦斯赋存、运移、涌出特征及煤与瓦斯突出规律的分析与掌握;其次是在此基础上逐步总结出比较适合本矿井实际条件的瓦斯预测技术及其指标体系,并力求加以应用、推广;最后达到跟踪采掘进程及时制定出有效安全措施的目的。

鉴于此,在淮北矿业集团公司领导的积极关注和支持下,由集团公司通防处牵头并周密组织,芦岭煤矿与北京科技大学土木与环境工程学院联合开展了“芦岭煤矿8煤层穿层钻孔瓦斯抽采半径测定”工作,该项目主要包括以下几方面的研究内容:1)收集与整理芦岭矿8煤层瓦斯相关参数测量的数据,包括压力、流量、透气系数及K1、Δh2、Smax等进行分析。

2)8煤层煤的工业性指标(f、a、b和ΔP等)测试分析。

3)确定8煤层穿层钻孔瓦斯抽采半径。

研究方法的主要依据:1)《煤层煤样采取方法GB482-95》;2)《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法MT/T 638-96》;3)《钻孔瓦斯涌出初速度的测定方法MT/T 639-96》;4)《钻屑瓦斯解吸指标的测定方法MT/T 641-96》;5)《煤矿瓦斯抽放技术规范MT/T 692-97》;6)《煤矿安全规程》;7)《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范MT637-96》;8)《煤的工业分析方法》;数据分析的方法主要运用MATLAB软件对瓦斯渗流方程编程求其数值解;运用ORIGIN软件进行现场实验数据的分析与制图。

2.矿井概况及开采范围芦岭煤矿位于皖北宿州市东南20余公里处,北距淮北市(集团公司所在地)82公里。

井田中心位于北纬33°35′59″,东经117°06′30″。

东以F32断层为界,经淮煤地[1998]300号文批准,西以补13线和6-7线为界与朱仙庄煤矿相邻,浅部以10层煤露头为界,深部以-800m等高线为界,走向长约8.2km,倾斜宽3.6km,勘探面积29.5 km2,主井坐标:X=3712619.34,Y=39516759.99,Z=25.00;采矿登记面积(包括生活区)为33.877km2。

X=3710155~3717195,Y=39510865~39520175。

芦岭煤矿西临津浦铁路,距芦岭火车站9km,矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨,井田北有宿(县)—泗(县)省道、南有宿(县)—蚌(蚌埠市)101省道穿过,各有9km矿区公路与之相连,阴雨无阻。

井田范围内除采矿形成的塌陷湖外,均为农田,地形平坦,呈西高东低的趋势变化,标高在22~25m之间。

井田内的水系主要是塌陷湖及沱河。

沱河是一条经人工修整的季节性河流,斜切井田南部,另有孟家沟、卜陈沟与沱河相通,地表水系较为简单整齐,且多为人工修整的沟渠。

矿井设计由华东煤炭公司设计院承担,设计年生产能力为150万吨,设计服务年限66.1年。

1960年12月开始建井,1969年12月简易投产,以后边生产边基建,于1976年达到并超过设计生产能力,后来又经过多次局部技术改造,使矿井年生产能力稳定在180万吨以上,最高年产量突破200万吨。

根据原煤炭部[87]煤生开字第65号文批准,从1988年起进行矿井改扩建工程,改扩建后的年生产能力为240万吨,并于1993年12月完成。

但由于矿井向深部及两翼伸展后煤层赋存条件复杂,至今尚未能达到改扩建的生产能力。

矿井开拓方式为竖井石门分水平开拓,共划分三个水平,Ⅰ水平为-210m~-400m,Ⅱ水平为-400m~-590m,经原淮北矿务局设计处、地测处商定,Ⅲ水平下限定为-800m。

采区开拓前进式,工作面回采后退式,实行跨上山无煤柱回采。

采煤方法:走向长壁全陷落和厚煤层低位放顶煤开采方法。

通风方法为抽出式,通风方式为中央边界、两翼并列式。

表2-1 矿井生产系统情况简表矿井于1981年开始进行Ⅱ水平延深,1990年8月Ⅱ水平第一个工作面投产,历时9年,现Ⅰ、Ⅱ两个水平生产,共有生产采区四个,即Ⅱ一采区、Ⅱ二采区、八采区、810采区;开拓采区为Ⅱ三采区、Ⅱ八采区,开采煤层为8、9、10三层。

矿井生产能力1980年经原煤炭部核定为150万吨/年,1997年核定为180万吨/年,2002年核定为230万吨/年,现矿井生产能力每年稳定在180万吨以上。

芦岭煤矿储量丰富,但煤层赋存条件、开采技术条件复杂,存在瓦斯大、透气性低、地压高、顶板差、及水、火等不利的开采因素,对资源回收影响较大。

芦岭选煤厂为坑口选煤厂,设计年入选原煤能力为180万吨。

后经多次技术改造,现实际年入选原煤能力在180万吨以上。

1991年修改地质报告储量核算结果为:矿井总储量为23681.3万吨,工业储量20042.2万吨,高级储量11563.2万吨,可采储量11421.2万吨。

截止到2004年末,矿井剩余总储量为21923.8万吨,工业储量为18929.0万吨,高级储量为6875.0万吨,可采储量9059.1万吨。

矿井剩余服务年限为28.1年(储量备用系数取1.4)。

3.煤系地层及煤层赋存情况3.1. 地层本区属华北型石炭~二叠纪煤系地层。

受古生代加里东早期构造运动的影响,华北地区地壳整体隆起,遭受风化剥蚀,沉积间断,致使本区缺失了上奥陶统、志留系、泥盆系和下石炭统地层。

石炭纪早期,本区地壳缓慢下沉,接受沉积,并具备有良好的成煤环境,沉积了一套煤系地层,总厚度约1185m。

二叠纪后期,受海西、印支构造运动的影响,地壳再次抬升,遭受剥蚀,缺失了石千峰组、三迭系、侏罗系、白垩系地层。

经喜山运动之后,本区再次缓慢下沉,沉积了第三系、第四系松散层。

各时代岩性组合关系自下而上简述如下:1.古生界(P Z)⑴奥陶系中奥陶统(O2)中奥陶统由灰、深灰色厚层状隐晶质、细晶质及白云质灰岩组成。

79-O水1孔穿过灰岩厚度为133.47m,灰岩裂隙、溶洞发育,其中裂隙多被方解石充填,并见有黄铁矿晶体。

⑵石炭系(C2+3)与下伏奥陶系灰岩呈假整和接触。

控制厚度175m左右,下部以泥岩为主;中部以砂岩为主。

夹薄层石灰岩,含3~4层薄煤;上部以灰岩为主,夹薄层泥岩或砂岩。

生物组合关系为:下部以蜓类化石为主,上部蜓、贝类化石和科达、羊齿类化石为主。

⑴二叠系(P)与下伏石炭系地层呈整和接触,为主要含煤地层,含煤岩系总厚度约1010m。

含煤19~58层。

下部山西组厚度102~167m,平均厚度120m。

以过渡相沉积为特征,中部含主采煤层10煤,岩性以泥岩、砂岩为主,植物化石以羊齿为主,动物化石以贝壳类为主。

中部下石盒子组厚度约245~325m,平均厚度280m,主要岩性为砂岩和泥岩,含可采煤层5层,其中主采层2层,化石以羊齿类为主。

上部上石盒子组已控制厚度大于610m,以杂色陆相沉积为特征,下部含煤8~12层,局部可采煤层1~2层,植物化石以羊齿和轮叶类为主。

2.新生界(K Z)本区新生界松散沉积物厚度120~250m,由东南120m向西北增厚至250m。

一般厚度为170~240m。

按区域剖面对比及区内采集的部分化石资料,依相组韵律等特征自下而上划分为:⑴第三系(R)与下伏二叠系呈不整和接触。

下部为棕黄色至棕红色砂质粘土,未胶结的砂砾、砂土层,砾石成分多为石灰岩及砂岩碎块,砂粒多为碳酸盐碎屑,偶见块状泥灰岩。

上部为棕红色粘土及砂质粘土,顶部带有灰绿色斑纹及薄层理,见铁锰质和钙质结核,植物化石含量少。

相当于保德红土层。

总厚0~15m,属山麓洪积及残坡积物。

⑵第四系(Q)①下更新统(Q1)底部为灰绿色、褐黄色粘土,夹数层未胶结的中、细砂及砂砾,有时与泥灰岩互层,总厚0~15m,分布不稳定,下部为灰绿色粘土、砂质粘土和钙质粘土,致密,粘性大,常见滑面,其顶部常见有石膏晶体,呈晶块团聚体及单晶体。

上部主要为灰白色泥灰岩,夹灰绿色钙质粘土,硬泥灰岩顶部卡斯特溶洞裂隙极为发育,洞径大者有0.2~1.0m,小者密如蜂窝,为剥蚀面。

泥灰中见淡水螺化石、蜗牛及灰褐色螺类化石碎片,粘土中间夹有少量的棕红色砂块,含石膏晶体及植物化石碎片,总厚65m。

本统含化石:直隶扁卷螺②中更新统(Q2)底部为灰百色中细砂,夹有灰岩砾石,有时相变为砂质粘土。

下部为褐黄色及肉红色砂砾与黄褐色及灰绿色砂质粘土、钙质粘土、泥灰岩互层,局部砂层成半胶结状,砂砾有时为粘土质,一般厚25m,向北及北东方向变薄,其顶部产哺乳类动物化石,常见肢骨及牙化石。

上部为棕红色及肉红色粘土和砂质粘土,夹薄层砂,粘土中带有灰绿色网纹状斑纹,顶部见水平层理及波状层理,厚20m,本统总厚度45m,从下至上由山麓沉积相逐渐转变为湖泊相。

③上更新统(Q3)下部为黄灰色中、细砂层,北部变为砂土层,砂砾以石英为主,最底部有石英砾石层,砂层中间有粘土球,共厚30~45m。

上部为褐黄色砂质粘土与粘土互层,含砂礓及铁锰结核,厚20m。

本统总厚65m,为平原河流相沉积。

本统含化石:扭船形蚌、牛科、细纹丽蚌④全新统(Q4)底部分布1至数层灰黑色粘土,富含腐植质及小螺化石。

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