保护层开采及瓦斯分源抽放技术研究应用.pdf

煤矿现代化2 0 1 0 年第2 期总第9 5 期 保护层并粟及瓦躬兮源弛放技柬研究皮用 李至芳。何旭峰，耿焕，杨建敏 I 中国矿业大学应用技术学院。江苏徐州2 2 1 0 0 8 摘要保护层开采及瓦斯分源抽放技术是一种新型的卸压抽放瓦斯技术，保护层开采后被保护层由 低透气性煤层变为高透气性煤层，由较难抽放煤层变为容易抽放煤层，瓦斯压力、瓦斯含量变化大幅度降 低。再通过瓦斯分源抽放技术的实施，消除了煤与瓦斯突出危险性，增加了回采速度，提升生产效率，该项技 术值得推广和应用。 1 井田概况 关键词保护层开采及瓦斯分源抽放；技 中图分类号T D 7 1 2 * ．6文献标志码B 术研究应用 文章编号1 0 0 9 - 0 7 9 7 2 0 1 0 0 2 - 0 0 7 3 - 0 2 四矿井田范围内自上而下可采煤层分别为丁，。煤层、戊。 煤层、戊叫煤层、己．，煤层、己⋯，煤层、庚。煤层，其中丁、戊 组煤层间距在6 0 ～8 0m ；戊。煤层与戊。。煤层间距2 - 1 2 m ；己 。，煤层与己。，煤层间距5 - 1 8 m 。为有效解决矿井生产过程中 煤与瓦斯突出这一难题．四矿从2 0 0 1 年起推行开采保护层技 术己组煤层首先开采无突l 叶J 危险己。，煤层作为上保护层解 放己川，突出煤层；戊组煤层首先开采无突出危险戊。煤层作 为一卜保护层，解放戊咖高瓦斯煤层。自开采保护层以来。已累 计开采保护层工作面1 4 个，保护面积2 2 0 ．2 万m ，解放突出 煤层储量1 1 8 2 万t ， 2 保护层开采意义 保护层开采后被保护层充分卸压瓦斯大量释放，煤层透 气性系数大大增加，比煤层原始透气性系数增加了5 0 0 多倍。 被保护屡由低透气性煤层变为高透气性煤层，由较难抽放煤 层变为容易抽放煤层，瓦斯压力、瓦斯含量变化大幅发降低。 开采保护层节约了大量的人力、物力和成本。增加了回采速 度，提升生产效率，消除了煤与瓦斯突出危险性。 3 保护层开采效果分析 已。广2 3 0 6 0 为被保护层工作面，保护层开采后原始瓦斯 压力由1 ．1M P a 降到0 ．1 2 M P a 。被保护层瓦斯压力下降了8 9 ％。 煤层瓦斯含量由原始瓦斯含量1 1 ．2 5m Ⅵ降到2 ．8m 3 ／t ，瓦斯含 量f F 降了7 5 ％。与相邻己Ⅲr 2 3 0 8 0 未开采保护层T ．作面相比 较己川w 2 3 0 8 0 工作面最大绝对瓦斯涌_ I { { 量为1 4 ．8 8m 3 ／m i n ， 己蚓广2 3 0 6 0 工作面最大绝对瓦斯涌出量为2 ．8 8m 3 ／m i n ；己 。广2 3 0 8 0 工作面平均日产量为1 1 5 3 t ，己1 6 ．t 7 2 3 0 6 0 工作面 平均口产量为2 3 2 9 t ，产量增加了一倍以上； 己。们r 2 3 0 8 0 T 作面回采期间突} } { 测试指标q 值最大为 1 4 U m i n ，最小为2 ．g U m i n ；己I 。广2 3 0 6 0 丁作而回采期间测试 指标的q 值最大为1 ．8 I J ，m i n ，最小值为0 ．7 1 J m i n ；己⋯丁- 2 3 0 8 0 工作面所取煤样指标参数A P 、f 、K 值经常出现超标现象，己 Ⅲ广2 3 0 6 0 工作面所取煤样指标参数A P 、K 值没有出现超标，f 值与己。．广2 3 0 8 0 工作面所取煤样f 值相比明显增大。说明煤 体强度增加。己川r - 2 3 0 6 0T 作面期间生产状态下回风流瓦斯 浓度0 ．2 ％左右，上隅角瓦斯浓度最大仅为0 ．4 8 ％，回采期间采 取预测推进，杜绝煤与瓦斯突出事故，实现了生产力大解放。 4 瓦斯分源抽放技术措施 根据丁作面地质条件、开采方法、巷道布置、采空区瓦斯 分布情况、瓦斯主要来源，瓦斯综合利用、采空区深部和高处 以及上隅角是瓦斯聚集区域，决定采取本煤层抽放、卜隅角采 空区抽放、尾巷埋管抽放、采动卸压区浅孑L 抽放、高位钻孔抽 放、迎面斜交孔抽放、走向高位巷抽放等方法。进行分源抽放。 高瓦斯以及突H jT ．作面按照分源抽放原则，敷设两趟抽放管 路。一趟低负压大流量抽放系统抽取采窄区瓦斯；一趟高负压 低流量抽放系统，抽取高位钻孔、迎面斜角孔、本煤层瓦斯。 1 顶板高位钻孔瓦斯抽采技术。为抽采被保护层向上涌 出的瓦斯。在保护层T 作面上风巷下帮做钻场，钻场先按3 0 0 向上施丁4m ，然后再变平施- l 高位钻场，钻场问隔8 0 ～1 6 0 m ， 钻场规格为6 m 4 m 3 m 。在钻场内迎工作面方向打4 。5 个 扇形分布的钻孔，孔深超出钻场间距2 0 m 。如下图l 所示。 图1顶板高位钻孔瓦斯抽放布置图 高位钻孔施工完毕后，用①1 0 0 r a m 舣扰玻璃钢管做为套 管下入钻孔内，然后用聚氨酯封孔；套管周围为针孔式，以便 抽放高浓度瓦斯；套管与套管之间采用快速接头连接，操作方 便。简单易行。 2 尾巷埋管抽采技术。在保护层工作丽尾巷内预埋口 3 0 0 r a m 螺旋抽放管，每个回风联络巷以里 图2 抽采管路卜预 留一个吸气几。待网风联络巷推过1 3 m 时，打开吸气口，通过 专用回风巷抽放管道抽放尾巷瓦斯，以达到最大抽采效果。 3 迎面斜交钻孔抽放技术。在上风巷每隔5 m 布置一个 孔，仰角1 5 0 1 8 0 。水平方位角1 0 0 ，2 5 0 。开孔直径1 1 0 r a m 。终 孔直径9 4 m m ，钻孑L 深度以打透老空区为准 一般深度6 5 m 。 9 5 m 。钻孔终孔位于煤层顶板1 7 ～2 8 m ，即冒落带上部，裂隙带 下部，沿煤层倾斜方向距上风巷1 2 m ～2 3 m 范围内。布置如图 3 所示。 7 3 万方数据 煤矿现代化2 0 1 0 牟第2 期总第9 5 期 机载式临时支护装置在济宁 号煤矿的应用 杜贻晶。顾颖诗，苏显明 济宁二号煤矿．山东济宁2 7 2 0 7 2 } 摘要基于国内综掘临时支护技术的现状，研究了与掘进机配套使用的机载式临时支护装置。该临 时支护装置利用掘进机为载体，通过在机身中前部安装临时支护顶架和配套的液压系统，将顶架送至掘进 工作面的空顶区，以实现临时支护。结果表明。增加了临时支护的强度，成功地实现了综掘临时支护的机械 化，缩短了工序时间，为综掘巷道的安全高效掘进和施工安全提供了有效的设备。 关键词 综掘工作面；掘进机；临时支护；安全高效 中图分类号T D 3 5文献标志码B文章编号1 0 0 9 0 7 9 7 2 0 1 0 0 2 0 0 7 4 0 2 目前，掘进T 作面f } i } i 时支护问题一直是困扰安全高效一 项技术性难题。如何更好的选择临时支护方式，既能保汪安全 又能保证高效是我们一直追求的课题。 在国内。掘进工作面普遍采用传统支护方式是串前探粱 方式进行临时支护。传统的临时支护方式虽然在一定程度上 缓解了掘进] 二作面迎头支护压力，且具有加工制作方便等优 点，但缺点较多。 1 前探梁对空顶区的支护为被动支护，没有初撑力，安 全性差。 2 前探梁与顶板为点或线接触，支护面积小，不能对空 顶区进行有效保护。 3 操作过程复杂，人工移动，用人多，劳动强度大，临时 支护速度慢、效率低。 4 操作人员有进入空顶区架设作业的可能，存在安全隐 患。 5 前探梁采用的钢管在遇到顶板破碎或巷道起伏变化 较大时不能正常使用。 为此，需寻求一种更为安全有效的新型支护方式。也是更 好适应煤炭生产向安全高效发展的基础保障。 2 0 0 9 年5 月，我矿首次在2 3 上0 5 运输顺槽综掘1 作面 安装使用了一套机载式临时支护装置，该装置安装在 E B J 一1 2 0 T P 综掘机上了代替原有的窜钢管式前探梁临时支护 方式，成功地解决了困扰煤矿综掘工作面临时支护的难题。 l 主要结构原理 1 ．1 主要结构 支护结构由站套、站管、顶梁板、伸长部四大机构及其配 件液压系统组成。 园苣9 图1Z U 一1 0 ／2 1 机载式I 临时支护装置简易圈 该机载支护系统装配在掘进机的中前部。卸下原掘进机 升降用的前轴两个、后轴两个。换上加长轴．就可以装前两边 的油缸和主架，在安装过程中，把油管路装上，方便调整。工作 图2 尾巷埋管抽采技术布置图 7 4 A A 吾。r 由 图3 迎面斜交钻孔抽放布置图 5 综合效果分析 1 保护层开采后被保护层充分卸压瓦斯大量释放，煤层 透气性系数比煤层原始透气性系数增加了5 0 0 多倍。 2 保护层南低透气性煤层变为高透气性煤层，由较难抽 放煤层变为容易抽放煤层。瓦斯压力、瓦斯含量变化大幅度降 低。 3 开采保护层节约了大量的人力、物力和成本，增加了 回采速度，提升生产效率，消除了煤与瓦斯突出危险性。 4 瓦斯分源抽放技术的实施，消除了煤与瓦斯突出危险 性，增加了回采速度，提升生产效率。 6 结论 保护层开采及瓦斯分源抽放技术是一种新型的卸压抽放 瓦斯技术，通过大量的T 业性试验。取得了良好的效果，保护层 开采后卸压瓦斯大量释放，煤层透气性系数大大增加，提高了 瓦斯抽放率．消除了煤与瓦斯突出危险性，增加了回采速度， 提高了生产效率，该项技术值得推广和应用。 收稿日期2 0 0 9 9 1 9 {■智辱蒜意督 万方数据 保护层开采及瓦斯分源抽放技术研究应用保护层开采及瓦斯分源抽放技术研究应用 作者李至芳， 何旭峰， 耿焕， 杨建敏 作者单位中国矿业大学应用技术学院,江苏,徐州,221008 刊名 煤矿现代化 英文刊名COAL MINE MODERNIZATION 年，卷期2010，““2 被引用次数0次 本文链接 授权使用煤炭科学研究院总院沈阳研究院mtkxsy，授权号5aa767d8-2775-4abb-8e29-9deb011604de 下载时间2010年9月8日