顶板裂隙带大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术研究.pdf
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1、顶板裂隙带大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术研究王凯(潞安化工集团高河能源有限公司,山西 长治 046000)摘要:传统高抽巷瓦斯治理技术具有施工难度大、建设周期长、造价成本高等特点且随之采出的废石也容易造成环境污染,因此,高河煤矿决定在顶板裂隙带采用大直径长钻孔技术替代传统高抽巷瓦斯治理技术。首先依据现场工况参数,进行综放工作面开采覆岩裂隙演化相似模拟实验,随后在得到采场应力演化和覆岩移动规律的基础上,确定大直径长钻孔施工位置。最后结合现场工况设计 W 型和 Y 型综采工作面钻孔参数,开展大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术效果对比试验。研究结果表明:使用高抽巷技术治理瓦斯时,高抽巷抽采量瓦斯
2、量介于工作面瓦斯总涌出量的 24%44%;使用大直径长钻孔技术治理瓦斯时,瓦斯抽采量占工作面瓦斯总涌出量的 33%。因此,大直径长钻孔技术可以达到瓦斯治理的目的。关键词:瓦斯抽放;瓦斯涌出量;高抽巷;大直径长钻孔中图分类号:TD 712文献标志码:A文章编号:1009-0797(2023)06-0025-06Research on gas control technology of large diameter long borehole inroof instead of high drainage roadwayWANG Kai(046000,)Abstract:The tradition
3、al high drainage roadway gas control technology has the characteristics of difficult construction,long constructionperiod,high cost and high cost,and the waste rock mined is also easy to cause pollution.Therefore,Gaohe Coal Mine decided to adopt largediameter and long drilling technology in the roof
4、 fracture zone to replace the traditional gas control technology.Firstly,according to the fieldworking condition parameters,the similar simulation experiment of overburden fracture evolution in fully mechanized caving face is carriedout.Then,based on the stress evolution of stope and the movement la
5、w of overburden rock,the construction position of large diameter longborehole is determined.Finally,combined with the field working conditions,the drilling parameters of W and Y-type fully mechanized miningface are designed,and the comparison test of gas control technology effect of large diameter l
6、ong drilling instead of high drainage roadway iscarried out.The results show that when the high drainage roadway technology is used to control gas,the gas volume of the high drainageroadway is between 24 and 44%;when using large diameter long borehole technology,the gas extraction accounts for 33%of
7、 the total gasemission.Therefore,large diameter long drilling technology can achieve the purpose of gas control.Key words:gas drainage;gas emission quantity;high drainage roadway;large diameter long borehole0引言高河煤矿综放工作面采空区瓦斯治理方式主要是“Y 型(W 型)通风+顶板高抽巷+预抽”,瓦斯治理效果明显。但高抽巷布置在顶板岩层中,具有施工难度大、周期长、成本高等特点。且在回采初期
8、,顶板裂隙形成尚不充分,制约了高抽巷排放瓦斯的效率。同时,高抽巷在施工过程中产生大量矸石造成环境污染。为了解决上述难题,潞安集团公司决定在我矿采空区实施“综采工作面高位大直径钻孔技术”,对比施工高位大直径钻孔和高抽巷的瓦斯抽采效果,最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。1工程概况1.1工作面位置本试验所选用的 E2306 工作面埋藏深度为440.5482.5 m,工作面井下为东二盘区工作面,南边为 E2305 工作面采空区,北边为 E2307 工作面采空区;西边为+450 m 水平北翼大巷,东边为 9 号村庄保护煤柱,工作面位置示意图如图 1。图 1E2306 工作面井下位置图E2306 工作
9、面切眼长度 310 m,胶带顺槽全长981 m,与进风顺槽相距 310 m;进风顺槽全长1 054 m;工作面设计可采长度 496 m,煤层平均厚度为 6.41 m,容重为 1.4 t/m3,回收率为 93%,工作面采用 Y 型通风方式。2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷251.2试验流程设计在改进瓦斯治理技术方面,根据试验地点煤层赋存条件及煤岩力学参数,进行综放工作面开采覆岩裂隙演化相似模拟实验。其次在得到采场应力演化和覆岩移动规律的基础上,确定大直径长钻孔施工区域位置。随后结合现场工况设计 W 型和 Y 型综采工作面钻孔参数,开展大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术效果对比,论证高
10、河能源综放工作面瓦斯治理新技术的可行性,最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。2开采覆岩裂隙演化相似试验2.1相似试验实施步骤1)模型铺装。将模型清理干净,在实验台内部两侧壁面上粘贴塑料布,保证岩层垮落,减小边界摩擦;将纵向加载装置安装到位并安装槽钢;配料时,单次铺设层厚不超过 2 cm,如有岩层厚度大于 2 cm则将其分层;装填时,按坐标埋设应力盒。应力传感器无缝隙面朝上,应力传感器头附近连线埋设过程中呈 S 型分布。模型堆砌完成后,拆下面板进行晾干,根据该季节室温与湿度晾干时间为 10 d。2)开采前模型准备。连接应力传感器,使用泰斯特静态数据采集仪记录应力数据;制定数据记录表格,横坐标为
11、测点距工作面距离,纵坐标为应变值。测点距工作面距离依据开挖步距与测点位置确定。散斑点布置时,按照位移测点布置图即可。图 2相似模拟实验开挖方案3)试验数据采集。每次开挖完成后或模型发生垮落后记录一组应力值,并及时生成曲线;开采过程中及时对较明显岩层移动变形现象进行拍照记录。2.2采场应力演化试验本次实验支承压力分析时,对覆岩原岩应力进行处理使其为“0”。利用应力盒实时监测采动过程中覆岩应力变化值,并绘制不同来压时煤层顶板 5 m至 75 m 间距内的应力变化过程。高河能源 E2306 工作面顶板发生周期性破坏和垮落时,覆岩上部形成应力集中区和应力释放区,应力释放区是裂隙大量发育的主要区域。来压
12、时覆岩支承压力变化曲线如图 3 所示。图 3实验散斑布置模型由图 4 可知,高河能源 E2306 工作面采场支承压力分布形态总体上呈“马鞍状”。随着工作面的回采,工作面前方应力峰值增加并向前方移动,在应力集中处,煤岩体受压裂隙闭合阻碍瓦斯流动。顶板初次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 0.85、1.15 MPa,支承压力增载系数分别为0.85、1.15;顶板第二次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 0.9、1.27 MPa,支承压力增载系数分别为 0.9、1.27;顶板第五次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.31 MPa、0.4 MPa,支承压力增载
13、系数分别为 1.31、0.4;顶板第六次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.36、2.61 MPa,支承压力增载系数分别为 1.36、2.61;顶板第七次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.8、3.33 MPa,支承压力增载系数分别为 1.8、3.33;顶板第八次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 9.12、7.8 MPa,支承压力增载系数分别为 9.12、7.8;顶板第九次来压时,切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 5.27、5.65 MPa,支承压力增载系数分别为5.27、5.65。2.3采场覆岩垮落移动规律如图 5 所示,随工作面向前推进,
14、顶板悬露面积逐渐增大,当达到极限跨距时,顶板岩层将出现拉断破坏,并依次出现直接顶初次垮落、基本顶初次来压和基本顶周期来压现象。实验模型岩层上共布置2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷26336 个散斑点,如图 2 所示。将从下至上第四行,从右到左第一例的散斑作为原点,分析散斑位移量与推进距离的关系。(a)初次来压应力分布(b)第二次来压应力分布(c)第五次来压应力分布(d)第六次来压应力分布(e)第七次来压应力分布(f)第八次来压应力分布(g)第九次来压应力分布图 4覆岩应力演化曲线模型右边留设 45 cm 的保护煤柱后,对 E2306工作面的煤层开切眼,采高为 3 cm,沿煤层倾向由
15、右至左开采,采 4 cm 后改为采全高 6.0 cm。(a)初次垮落图与初次垮落位移(b)二次垮落图与二次垮落位移(c)三次垮落图与三次垮落位移(d)四次垮落图与四次垮落位移(e)五次垮落图与五次垮落位移(f)六次垮落图与六次垮落位移(g)七次垮落图与七次垮落位移(h)八次垮落图与八次垮落位移2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷27(i)九次垮落图与九次垮落位移图 5顶板分次垮落图与垮落位移曲线如图 5(a)所示,工作面自切眼开始推进约57.2 cm 时,E2306 工作面直接顶初次垮落,垮落高度2 cm,垮落距离 49 cm,冒落的上覆岩层整体性好,且初次来压时煤层散斑测点未发生下沉
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