主采煤层

主采煤层（精选七篇）

主采煤层 篇1

关键词：煤自燃,氧化特性,温度耗氧速率

新疆煤炭资源十分丰富,据调查,2 000 m以浅预测煤炭资源储量为1 803.7 Gt,约占全国2 000 m以浅煤炭资源总量(4 552.1 Gt)的39.6%[1],是我国重要的能源基地。

伴随着煤炭资源的开发,新疆也是煤炭自燃灾害最为严重的地区之一。尤其是井下火灾(内因或外因火灾)引发的大面积煤田火灾,已造成大量煤炭资源损失和严重破坏了区域生态环境。根据最新资料,新疆尚有49处煤田火灾未治理,其中22处属新增煤田火区[2]。

阜康矿区位于准南煤田的东部,是新疆的重要煤炭基地,其优质的动力煤资源和气煤资源分别赋存于矿区西部的三工矿区和东部的大黄山矿区。已治理完毕的两大重点煤田火区(柏杨河火区、小黄山—小龙口火区)即位于阜康矿区的东、中部。

煤自燃需要3个要素同时存在,即可燃物、良好的蓄热环境、持续的供氧条件。就防治矿井自燃火灾而言,主要的措施即是破坏或减弱自燃三要素中任何一个要素的作用,从而达到抑制煤自燃的目的。煤自燃氧化特性的测试是防治自燃火灾的基础:通过对煤自燃氧化特性的试验研究,可以判定一定开采条件下煤自燃的危险程度;根据煤自燃特性测试可确定煤自燃的早期预测预报指标。同时可以预先评价防灭火措施抑制煤自燃氧化的有效程度。对于煤自燃氧化特性的试验研究,国内外学者开展了大量的工作:徐精彩教授等[3,4]通过大型煤低温氧化实验装置系统研究了自然升温条件下煤的低温氧化特性;王德明教授等[5,6,7]通过煤自燃氧化绝热实验系统研究了煤的自燃属性,提出了煤自燃倾向性的氧化动力学测定方法与标准;余明高教授等[8]采用绝热程序升温实验装置研究了煤的最短自然发火期。这些实验研究对指导具体矿井防灭火工作已发挥了重要作用。

煤自燃是一复杂的煤氧复合作用过程。各种内、外在因素,如煤的品级和煤岩组分、煤的粒度和表面积、煤的水分含量、煤的化学组分和矿物质及环境温、湿度条件等,对煤的自热氧化过程产生影响。其中有些因素可促进煤的自燃,如黄铁矿;有些因素则对煤的自燃起抑制作用,如灰分。为此,在前人研究工作的基础上,采用绝热程序升温氧化试验系统,对新疆准南煤田阜康矿区主采煤层进行了氧化特性试验研究,以期对该区域矿井火灾的防治有一定指导作用。

1 实验系统

如图1所示,实验系统由气路系统、程序升温控制系统、温度记录系统、绝热升温氧化炉和气相色谱分析仪及附属装置组成。

2 实验过程

将现场采集封装的新鲜煤样分别编号,在常温下进行破碎筛分至粒度为0.15~0.25 mm,密封保存。煤样分析数据见表1。

取实验煤样100 g封装入绝热升温氧化炉内的煤样罐中,接通气路系统,向煤样罐中通入流量100 L/min的干空气,同时开启绝热升温试验炉程序升温控制开关。程序升温控制范围为室温~500℃。升温控制常规设置:室温~50℃,15 min;50~75℃,75~100℃,各15 min,升温速率1.67℃/min;100℃以上,每15℃为一档,升温时间15 min,升温速率1℃/min。当绝热升温氧化炉温度每升到一档程序设定温度值时,保持时间5 min,用于取气样,同时温度巡检系统记录炉腔和煤样罐中煤样的温度。用气相色谱分析仪对相应温度气样进行成分和浓度分析,主要分析O2,CO,CnHm等标志性气体。当煤样温度大于等于炉腔温度(即临界温度)时结束试验。

3 实验结果与分析

3.1 实验结果

采用程序升温绝热氧化实验系统,主要测试煤样的临界温度、煤样低温氧化阶段O2浓度、CO浓度及CnHm气体浓度随煤样反应温度升高的变化情况。根据试验数据来判定煤样自燃的相对难易程度,同时根据这些参数的变化特征,预测和判定采空区煤自燃氧化的程度。由实验数据进行了绘图与制表:图2—3分别反映试验煤样产生的CO,O2浓度随温度的变化趋势;表2显示了试验煤样产生CO的初始温度、临界温度和试验过程的温度耗氧速率;表3对主采煤层实验结果进行了汇总。

注:Ta为室温;TCO为CO起始温度;Tb为临界温度前一取样测点温度;“-”表示氧浓度降低。

3.2 结果分析

1)临界温度分析。表2试验结果显示,各实验煤样临界温度有所不同,其中,三工矿区45#煤层试验煤样临界温度在154~170℃变化;A5煤层试验煤样临界温度在175~189℃变化;A3煤层试验煤样临界温度在162~170℃变化。由表3可知,45#煤层临界温度最低,平均为162℃;A5煤层临界温度最高,平均约为179℃;A3煤层介于两者之间,平均为166℃。换言之,即该试验条件下,45#煤层最易达到燃烧点,A3煤层次之,A5煤层最弱。

2)CO浓度分析。由图2可知,各煤样CO浓度随温度升高呈指数趋势增长,45#煤层煤样CO增长趋势较A5,A3煤层快。由表2可知,各煤样产生CO初始温度有所不同,其中A1煤样最低,为52℃,B2,C2煤样最高,为67℃。由表3可见,45#煤层CO初始温度最低,平均为56℃;A3煤层CO初始温度最高,平均为66.50℃;A5煤层介于两者之间,平均为62.66℃。

3)O2浓度分析。由图3可知,随着试验温度的升高,O2浓度逐渐降低,即参与煤氧反应的O2量增加。试验表明:45#煤层Ta—TCO段温度耗氧速率最大,平均为-1.09 m L/(min·℃);A5煤层次之,平均为-0.69 m L/(min·℃);A3煤层最小,平均为-0.32 m L/(min·℃)。表明45#煤层低温段氧化活性高于A5,A3煤层;随氧化进程继续(即TCO—Tb段),A5煤层温度耗氧速率平均为-3.01 m L/(min·℃),高于A3煤层的-2.97 m L/(min·℃)和45#煤层的平均值-2.34 m L/(min·℃)。表明该阶段A5煤层的氧化活性大于A3煤层和45#煤层。即氧化进程到达一定温度后,高品级的A5煤层具有更强的氧化活性。

4)与煤质的关联分析。由表2可知,对于45#煤层,灰分高的煤样具有相对高的临界温度。A3煤层也显示出这一特点,A5煤层则未表现出这一特征。一般来讲,灰分高的单位体积富氧燃烧的煤样,其单位时间参与煤氧反应的碳相对少,即化学反应物少,其反应进程相对慢。同时,灰分具有相对好的导热性能,有助于热量的散失,从而减缓煤氧反应的进程。对于测试煤样,仅从本试验数据尚不能明确得出其他煤质指标与自热氧化特性的关联性,需要后续进行相关因素的正交实验来确定。

5)其他CnHm气体分析。试验同时测试煤样产生的CnHm气体组分,分析结果显示各煤层煤样在接近临界温度时可测得C2H4,C2H6,C3H8气体。该试验结果表明,若采场回风流中检测到该类组分气体,表明采空区遗煤已临近燃烧状态或已经燃烧。

4 结语

对新疆准南煤田阜康矿区主采的45#,A5,A3煤层的程序升温氧化特性试验表明:试验条件下,45#煤层较A5,A3煤层具有较低的临界温度;45#煤层在Ta—TCO段具有相对高的温度耗氧速率,其低温段氧化活性相对高;A5煤层在TCO—Tb段温度耗氧速率高于A3,45#煤层,该阶段(即氧化进程到达一定温度后)其具有相对强的氧化活性;各煤样接近临界温度可测得C2H4,C2H6,C3H8气体。

通过实验研究可确定:低温氧化阶段,阜康三工矿区45#煤层较大黄山矿区的A5,A3煤层更易于自热;但大黄山矿区开采煤种为气煤,且属高瓦斯矿区,当其自热温度达到一定值后具有较高的氧化活性,一旦自燃则危害极大,需要加强矿井火灾防治工作;根据氧化特性实验数据,可将CO、温度、O2浓度及C2H4,C2H6,C3H8作为矿井防灭火监测指标。监测值准确与否还受采空区漏风流场分布和CO等气体扩散过程的影响,需结合矿井实际实施。

参考文献

[1]毛节华,许惠龙.中国煤炭资源预测与评价[M].北京:科学出版社,1999:246.

[2]新疆煤田灭火工程局.新疆维吾尔自治区第三次煤田火区普查报告[R].2009.

[3]徐精彩,葛岭梅.煤炭低温自燃过程的研究[J].煤炭工程师,1989(5):7-13.

[4]郭兴明,徐精彩,惠世恩.煤自燃过程中极限参数的研究[J].西安交通大学学报,2001,35(7):682-686.

[5]王德明.矿井火灾学[M].徐州:中国矿业大学出版社,2008:97-103.

[6]陆伟,王德明,周福宝,等.绝热氧化法研究煤的自燃特性[J].中国矿业大学学报,2005,34(2):213-217.

[7]陆伟,王德明,仲晓星,等.基于活化能的煤自燃倾向性研究[J].中国矿业大学学报,2006,35(2):201–205.

主采煤层 篇2

新疆作为国家重要的能源基地,煤炭预测资源量达2.19万亿t,占全国预测资源总量的40%以上,但新疆的大部分煤田形成于侏罗纪,成煤期较晚,煤的自然发火期较短,在新疆开采煤矿中自然发火危险程度严重或较严重(Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ级)的煤矿高达86.1%。近年来,随着开采强度的增大,矿井的不断延伸开拓,通风系统相对复杂化,煤层自燃危险性有明显增大的趋势,煤自燃火灾现象频繁出现[1,2,3]。和丰沙吉海煤田位于新疆维吾尔自治区西北部的和布克赛尔蒙古自治县,拥有丰富的煤炭资源,是新疆重要的煤炭基地。

煤自燃的发生和发展是一个复杂的、动态变化的物理化学过程,煤炭自燃的机理存在许多假说,目前较公认的是煤氧复合理论,即煤体对空气中的氧气先后进行物理吸附、化学吸附和化学反应,在这些吸附与反应的过程中放出热量,如果这些热量不能及时地散发出去,则造成热量积聚,使煤体的温度升高,温度的升高更加速了煤与氧气的反应产生更多的热量,不断地自加速过程使煤体的温度持续升高,最后达到煤的着火温度使其自燃。对于煤自燃氧化特性的试验研究,国内外学者开展了大量的工作[3,4,5,6,7,8]。通过对煤自燃氧化特性的试验研究,可以判定一定开采条件下煤自燃的危险程度,确定煤自燃的早期预测预报指标,同时可以预先评价防灭火措施抑制煤自燃氧化的有效程度。

煤自燃是一复杂的煤氧复合作用过程。各种内、外在因素,如煤的组分、开采条件等,对煤的自热氧化过程产生影响。为研究新疆和丰沙吉海矿区煤自燃特征规律,笔者在前人研究工作的基础上,采用绝热程序升温氧化试验系统,对该矿区主采煤层进行了氧化特性试验研究,以期对该区域矿井火灾的防治有一定指导作用。

1 试验装置及试验方法

试验系统主要由绝热升温氧化炉、气路系统、程序升温控制器、温度巡检仪和气相色谱分析仪及附属装置组成,如图1所示。

现场采集并封装新疆和丰沙吉海矿区4个主采煤层——沙吉海煤矿B7煤层,福海监狱煤矿B7煤层,布腊图北井田B6、B17煤层的新鲜煤样,编号分别为1#,2#,3#,4#,在常温下进行破碎筛分至粒度为0.15～0.25 mm,密封保存。

取试验煤样100 g封装入绝热升温氧化炉内的煤样罐中,接通气路系统,向煤样罐中通入流量100 L/min的干空气,同时开启绝热升温试验炉程序升温控制开关。程序升温控制范围为室温至500 ℃。升温控制常规设置:室温-50 ℃,15 min;50～75 ℃,75～100 ℃,各15 min,升温速率1.67 ℃/min;100 ℃以上,每15 ℃为一挡,升温时间15 min,升温速率1 ℃/min。当绝热升温氧化炉温度每升至一挡程序设定温度值时,保持5 min,用于取气样,同时温度巡检系统记录炉腔和煤样罐中煤样的温度。用气相色谱分析仪对相应温度气样进行成分和浓度分析,主要分析O2,CO,CnHm等标志性气体。当煤样温度大于等于炉腔温度(即临界温度) 时结束试验。

2 试验结果与分析

2.1 试验结果

采用程序升温绝热氧化试验系统,主要测试煤样低温氧化阶段O2,CO,CnHm气体体积分数随煤样反应温度升高的变化情况。根据试验数据来判定煤样自燃的相对难易程度,同时根据这些参数的变化特征,预测和判定采空区煤自燃氧化的临界温度,特征气体等指标。图2分别反映试验煤样生成气体及O2体积分数随温度的变化趋势。

2.2 结果分析

根据试验结果,分析得出各煤样临界温度及指标气体,见表1。

2.2.1 耗氧速率与临界温度

根据试验结果,依据文献[1,8],可以计算新疆和丰沙吉海矿区煤样氧化升温过程的耗氧速率,结果如图3所示。

从图3中可以看出,煤样在升温氧化过程中随着温度的升高,耗氧速率缓慢增大,变化较平稳,当达到一定温度后,耗氧速率急剧增大,并且4个煤样的变化趋势基本一致。耗氧速率开始急剧增大时的温度称为临界温度,耗氧速率急剧增大的同时放热强度也开始迅速增加。临界温度用耗氧速率与温度拟合后两段直线的交点得到,4个煤样的临界温度见表1。

在临界温度前后耗氧速率与温度均呈现出良好的线性关系,拟合结果见图3,两个阶段拟合的方程为

y=Ax+B (1)

式中:y为耗氧速率;x为温度;A,B为拟合方程系数,其值见表2。

2.2.2 指标气体及其临界指标

指标气体能反映煤炭自热或可燃物燃烧初期阶段特征,并可用于火灾早期预报,在我国主要采用CO、C2H4及格雷哈姆系数R2。根据试验结果,新疆和丰沙吉海矿区主采煤层自燃氧化的指标气体数据见表1。

3 结论

1) 在试验条件下,新疆和丰沙吉海矿区主采煤层4个煤样的临界温度排序为4#(155 ℃)<2#(156 ℃)<1#(160 ℃)<3#(169 ℃)。

2) 对煤自燃的气体浓度临界值进行了分析,得到新疆和丰沙吉海矿区主采煤层指标气体浓度随温度的变化规律。

3) 计算了新疆和丰沙吉海矿区4个主采煤层煤样的耗氧速率随温度的变化规律,得出耗氧速率2个阶段的拟合方程。

参考文献

[1]张国枢,戴广龙.煤炭自燃理论与防治实践[M].北京:煤炭工业出版社,2002.

[2]吴甲春.新疆煤炭工业发展展望[J].中国煤炭,2004,30(12):67-69.

[3]齐德香.新疆煤田火灾的危害及其防治[J].中国煤炭,2005,31(6):34-36.

[4]Brooks Kevin,Svanas Nicoloas,Glasser David.Criticaltemperatures of some Turkish coals due to spontaneouscombustion[J].Journal of Mines,Metals&Fuels,1988,36(9):434-436.

[5]Sasaki Kyuro,Miyakoshi Hiroshi,Otsuka Kazuo.Spontaneous combustion of coal in the low temperaturerange-application of exposure equivalent-time tonumerical analysis[J].Journal of the mining andmetallurgical institute of Japan,1987,103(11):771-775.

[6]Zhu Mingshan,Xu yingqin,Wu jiang.Computer simulationof spontaneous in goaf,Proceedings of the US MineVentilation Symposium[A].Publ by SME,Liteton,CO,USA,1991:83-93.

[7]Nordon P.Spontaneous combustion interactive heat andmass transfer driven by a chemical Reaction[A].ThirdAustralasian Conference on Heat&Mass Transfer,1985:363-370.

主采煤层 篇3

1. 1主要含水层

矿区内的含煤地层为二叠系上统龙潭组(P3l), 组厚173. 35 ~ 237. 55 m,一般厚194 m。含可采及大部可采煤层6层,即C1、C4、C5、C6、C7、C10煤层;可采煤层含煤总厚11. 97 ~ 21. 39 m,平均厚15. 20 m。 矿区范围内主采煤层自上而下存在2个含水层:位于龙潭组之上的长兴组中等岩溶裂隙含水层及位于玄武岩组下的茅口组强岩溶裂隙含水层。

1) 二叠系上统长兴组( P3c) 中等岩溶裂隙强含水层。该含水层位于含煤地层二叠系上统龙潭组之上,根据红砖煤矿煤层综合柱状图,上部C1煤层距二叠系上统长兴组( P3c ) 强含水层底界平均距离7. 52 m。岩性以灰岩为主,厚度约20 m。呈条带状出露于矿区北东部,全区发育,层位稳定。与上覆强含水层间没有较好的隔水层,虽含水空间及地表出露面积均不大,但岩溶裂隙较发育,地下水具有承压性质。根据揭露501钻孔在该强含水层漏水点深度84. 23 ~ 97. 89 m,终孔水位标高+ 1 218. 89 m,以及802钻孔抽水试验结果( 该含水层单位涌水量q为0. 000 176 L / (s·m),渗透系数k为0. 000 313 6 m / d), 可推测该含水层地下水水位高差变化较大,明显具有岩溶水的非均质、各向异性特征,其富水性强。

2) 二叠系下统茅口组( P2m) 强含水层。该含水层位于峨眉山玄武岩组之下,岩性为灰岩,区内无出露。根据区域水文地质资料,地表溶洞、漏斗、溶蚀槽谷、洼地、溶峰、石芽等岩溶地貌景观奇异多彩,富含岩溶管道水,富水性强。地下水运移形式以强径流、 深循环、集中排泄为主要特征。根据501号钻孔在该强含水层漏水点深度74. 40 ~98. 30 m,终孔水位标高+ 1 218. 89 m,以及601钻孔抽水试验结果(该含水层单位涌水量q为0. 006 837 L/(s·m),渗透系数k为0. 005 753 m / d),推断该含水层岩芯见溶孔、溶裂发育,消耗量有增大或全消耗现象,属强含水层。

1. 2主要隔水层

1) 二叠系上统龙潭组( P3l) 隔水层。该隔水层岩性以砂岩为主,夹煤层、泥岩、灰岩等,平均厚194 m左右。 301号钻孔漏水点深度235. 95 ~ 379. 11 m,终孔水位标高+ 1 252. 60 m;501号钻孔在该隔水层漏水点深度97. 89 ~ 415. 87 m,终孔水位标高+ 1 218. 89 m;502号钻孔在该隔水层漏水点深度320. 03 ~ 380. 81 m,终孔水位标高+ 1 244. 12 m。 因此,推断该层浅部以风化裂隙水为主,越往深部其富水性越弱。

2) 峨眉山玄武岩组( P3β) 隔水层。该隔水层主要出露在矿区北部,由暗绿、浅灰色块状、微至细粒玄武岩或玄武质火山角砾岩组成,顶部为凝灰质粉砂岩及凝灰质细砂岩。矿区内有7个钻孔揭露,其厚度为0. 82 ~ 58. 07 m,一般为11. 91 m。与上覆地层呈假整合接触,是煤系地层与茅口组之间的相对隔水层。根据红砖煤矿煤层综合柱状图,最下一层的10号煤层距二叠系下统茅口组(P2m) 强含水层顶界平均距离47 m。

2矿井充水因素分析

2. 1地表水充水影响分析

矿区冲沟沿途接受泉水补给呈树枝状汇成小溪沟,雨季还有较大面积大气降雨汇入,水量较大。这些冲沟多切割夜郎组一二段(T1y1 + 2) 以上地层,无冲沟切割到长兴组以下地层,距离煤层一般在400 m以上,切割冲沟的断层导水性弱,将来的采矿裂隙一般不会波及到地表冲沟,沟溪水渗入矿井的可能性较小,但当矿井开采使断层导水性增强时,还应注意沟溪水渗入矿井。位于矿区的1勘探线至3勘探线之间的地带,由于F1、F4断层下盘的抬升,冲沟已经下切到该地带夜郎组一二段(T1y1 + 2) 地层中下部, 到1号煤层只有约50 m距离,将来的采矿裂隙可能波及到地表冲沟,冲沟水可能渗入矿井,雨季甚至造成井下突水危害。

2. 2采空区积水对矿井的威胁程度

矿区范围内有红砖煤矿生产规模为9万t/a的生产系统,目前矿井C1煤层在标高+ 1 108 m以上、 C4煤层在标高+ 1 157 m以上均已开采。该矿采空区主要分布在C1、C4煤层中,其面积约104 785 m2, 目前该系统水仓及排水设备正常使用,其采空区无明显积水情况。矿井现有采空区位置清楚,按要求留设采空区防水煤柱后,对矿井开采危险较小。

2. 3长兴组基岩中等岩溶裂隙水

长兴组直接覆盖于龙潭组之上,厚度17. 69 ~ 23. 48 m,一般20 m左右,为直接充水含水层。矿区内龙潭组的C1、C4、C5、C6、C7、C10可采煤层因煤层之间距离较小,当各煤层的上覆可采煤层先期开采后, 长兴组基岩中等岩溶裂隙水可通过垮落断裂带进入矿井,造成突水威胁。

2. 4茅口组强岩溶裂隙含水层

茅口组上部为峨眉山玄武岩组隔水层,最下一层开采煤层(C10煤层) 距二叠系下统茅口组(P2m) 强含水层顶界平均距离47 m。峨眉山玄武岩组岩体致密坚硬,完整性好,隔水性能好,可阻隔茅口组岩溶水向矿床充水。在矿区范围内分布有F3、F4、 F8断层,F3断层造成上盘C9煤层与茅口组地层间距拉近,上盘C10煤层与茅口组地层对接,F4断层造成下盘C9、C10煤层与茅口组地层间距拉近,F8断层造成上盘C1煤层与茅口组地层间距拉近,茅口组强岩溶水可能对F3、F4、F8断层带附近煤层充水,对将来矿井在该地段的煤层开采造成突水威胁。

3主采煤层顶底板突水危险性分析

3. 1煤层顶板突水危险性分析

该矿上覆灰岩岩溶含水层主要有长兴组,直接覆盖于龙潭组之上,其岩溶裂隙较发育,地下水具有承压性质,在龙潭组各煤层开采时,长兴组基岩中等岩溶裂隙水可通过垮落断裂带进入矿井,龙潭组基岩裂隙水则直接通过煤层顶底板裂隙进入矿井,将来矿井充水主要来源于长兴组、龙潭组基岩裂隙水; C1煤层距离长兴组底部平均7. 52 m,开采C1煤层时采用顶板垮落带与导水断裂带高度两种方法进行顶板突水分析计算。

1) 垮落带高度计算

C1煤层与下部的C4煤层相距49 m,开采C1煤层时顶板垮落带高度按式(1)计算:

式中:Hm为垮落带高度,m;∑M为煤层采厚,C1煤层采厚为1. 12 m。

C1煤层开采后顶板垮落带高度为6. 8 m。

2) 导水断裂带高度计算

C1煤层顶板覆岩属中硬类型,导水断裂带高度按式(2)计算:

式中Hli为导水断裂带高度,m。

C1煤层开采后顶板导水断裂带高度为26. 4 m。

根据计算,C1煤层开采后顶板垮落带高度为6. 8 m,小于C1煤层距离长兴组底部平均距离7. 52 m; C1煤层开采后顶板导水断裂带高度为26. 4 m,大于C1煤层距离长兴组底部平均距离7. 52 m。C1煤层顶板导水断裂带波及至上覆长兴组含水层范围内。C1煤层开采时顶板长兴组有突水危险。

3. 2煤层底板突水危险性分析

3. 2. 1开采C1 0煤层底板茅口组突水危险性分析

1) 在C1 0煤层掘进巷时底板安全隔水层厚度按式(3)计算:

式中:t为安全隔水层厚度,m;L为巷道底板宽度m; γ 为底板隔水层平均重力密度,MN / m3;Kp为隔水层的平均抗拉强度,MPa;p为底板隔水层承受的水头压力,MPa。

根据矿区的开采范围,C10煤层最低开采标高+ 800 m,下部水位上覆含水层标高+ 1 219 m,C10煤层底板至茅口组灰岩强含水层顶界的平均距离47 m, 可计算出底板隔水层承受的水头压力为4. 57 MPa。

根据红砖煤矿勘探报告及资料,下伏茅口组距C10煤层隔水层平均厚度t为47 m,C10煤层顶板岩层平均重力密度 γ 为0. 028 MN/m3,底板隔水层的平均抗拉强度Kp为0. 878 MPa,采掘巷道宽度L为4. 8 m。 利用公式(3)计算出C10煤层掘进时底板安全隔水层厚度为7. 6 m,小于C10煤层底板隔水层厚度47 m,在C10煤层采用带压掘进巷道茅口组强含水层对其没有突水威胁。因此,矿井在正常开采地段+800 m标高以上掘进巷道时各煤层没有突水危险。

2)开采C10煤层时底板突水系数计算:

式中:T为突水系数,MPa/m;p取4. 57 MPa;M为底板隔水层厚度,取47 m。

计算得T =0. 097 MPa/m。

在矿区范围内+ 800 m标高以上开采C10煤层时下伏茅口组强含水层突水系数为0. 097 MPa/m,不大于正常块段临界突水系数0. 1 MPa/m。因此,在正常地段各煤层+800 m标高以上带压采掘作业茅口组强含水层对矿井没有突水威胁。

3. 2. 2断层发育区突水危险性分析

该矿含煤地层龙潭组(P3l) 与茅口组( P2m) 之间有峨眉山玄武岩组(P3β)相隔,在矿区范围内F3、F4、 F8断层造成断层上盘煤层与断层下盘茅口组地层拉近或对接,茅口组强岩溶水可能对断层带附近下煤组煤层充水,对将来矿井在该地段的煤层开采构成突水威胁。由于计算的突水系数0. 097 MPa/m大于底板受构造破坏块段突水系数0. 06 MPa/m,因此矿井在断层附近采掘作业时有突水危险。

4结语

1)C1煤层开采后顶板垮落带高度为6. 8 m,小于C1煤层距长兴组底部平均距离7. 52 m;C1煤层开采后顶板导水断裂带高度为26. 4 m,大于C1煤层距长兴组底部平均距离7. 52 m,C1煤层顶板导水断裂带波及至上覆长兴组含水层范围内。因此,C1煤层采掘前必须制订疏放水方案。

2)在矿区范围内+ 800 m标高以上开采C10煤层时下伏茅口组强含水层突水系数为0. 097 MPa/m,不大于正常块段临界突水系数0. 1 MPa/m。同时计算出C10煤层掘进时底板安全隔水层厚度为7. 6 m,小于C10煤层底板隔水层厚度47 m。因此,在正常地段各煤层+800 m标高以上带压采掘作业时茅口组强含水层对矿井没有突水威胁。矿井向下延伸开采时不能保证各煤层没有突水危险,必须采取相应的安全措施。

3 ) 在矿区范围内F3、F4、F8断层附近各煤层采掘作业时有突水危险。因此当采掘作业接近断层时,必须按要求留设断层防水煤柱,当安全隔水层厚度小于底板隔水层厚度时,应根据其底板隔水层条件及突水系数大小,采用疏水降压、局部注浆加固、 整体注浆改造、留设防水煤柱、增加抗灾抢排能力等措施,以预防突水危险。

摘要：根据红砖煤矿水文地质条件,推测井田内长兴组为中等岩溶含水层,茅口组为强含水层。采用顶板垮落带与导水断裂带高度计算法,分析了开采C1煤层时顶板突水危险性,同时采用底板安全隔水层厚度及突水系数法,分析了开采C10煤层时底板突水危险性。结果表明,在井田范围内C1煤层采掘作业时,顶板长兴组含水层对C1煤层有突水威胁;开采C10煤层时,由于受底板峨眉山玄武岩的隔水作用,在正常地段各煤层+800 m标高以上带压采掘作业茅口组强含水层对矿井没有突水威胁。另外,由于矿区范围内F3、F4、F8断层作用,上盘各煤层与茅口组地层间距拉近,导致在断层附近各煤层采掘作业时有突水危险。

主采煤层 篇4

轿子山煤矿属高瓦斯突出矿井, 位于安顺市以北17km, 行政区划隶属安顺市轿子山镇。井田面积约22km2, 设计生产能力0.6Mt/a。可采煤层4层, 其编号为M0、M8、M9、M14, 煤总厚4.3m~5.5m。轿子山煤矿共有斑鸠山、平桥、新井三个独立矿井, 最大开采垂深400m。轿子山煤矿三井均为煤与瓦斯突出矿井, 通风方式均为中央并列式, 开拓方式均为斜井开拓。平桥和新井目前开采M8、M9, 斑鸠山开采M14 (目前资源枯竭停产) , 2013年度瓦斯鉴定, 平桥相对瓦斯涌出量53.2m3/t, 新井相对瓦斯涌出量63.4m3/t, 均属高瓦斯矿井。

近年来, 受瓦斯地质条件制约, 矿井单产及单进均难以提升, 瓦斯赋存规律的研究势在必行。

1 矿井概况

贵州省轿子山煤矿大地构造位置区域上属扬子准地台位于黔北台隆遵义断拱贵阳复杂构造变形区南西部边缘, 三岔河背斜的南西翼, 区域上褶皱及断裂构造较发育, 主要发育北东向、北北东向的褶皱及断层。区内构造中等复杂程度。

矿区位于黔北台隆南部边缘, 三岔河北东向肘褶断带大威岭背斜南西部, 整个背斜受北东向断层的切割, 形成北东向条形断块。后期又遭受北西向断裂切错, 构成较为复杂的断块带。

矿山主要由相互毗邻的轿子山断块、大洞口断块及关口 (新井) 断块组成。除发育几条较大的边界断层外, 断块内构造简单, 未见较大的次生断层, 次级褶曲不明显, 仅在煤层底板等高线图上显示沿走向略有起伏, 大体属一平缓的单斜构造, 断块带的应力活动形式主要沿断裂释放。地层走向近东西、向南倾斜, 倾角2°~6°, 一般多在5°左右。

整个背斜主要受一组北东向正断裂肢解, 形成若干个北东向条形断块, 后期又遭受低次序北西向正断裂错切, 交织成构造较为复杂的断块带。单个断块构造比较简单, 显示了断块带的应力活动形式主要沿断裂释放的特征。单个断块的面积一般为3km2~10km2。轿子山煤矿新井、平桥井、斑鸠山井分别属于关口断块、大硐口断块、轿子山断块。

区域上的北部断块出露最老的地层为寒武系, 缺失奥陶系、志留系、泥盆系及石炭系的大部地层。区内大片出露的地层为二叠系和三叠系。出露的地层由老至新为:二叠系上统峨眉山玄武岩组 (P3β) 、龙潭组 (P3l) 、长兴组 (P3c) 、大隆组 (P3d) ;三叠系下统大冶组 (T1d) 、安顺组 (T1a) 及第四系 (Q) 地层。

含煤地层主要为晚二叠系龙潭组, 由细砂岩、粉砂岩、黏土岩、燧石灰岩及煤层交替组成。地层厚度300m~400m。

区内断层的排列方向大致可分为北东向组和北西向组, 北东向断层组:为一组断距较大, 延伸较长的区域性正断层组。主要有F1、F2等断层, 其次有F6、F9、F23、F27、F28, 其中F1、F2断层为井田东西边界断层的其主要代表。北西西向断层组:为一组落差较小, 延伸有限的井田断层组, 主要有F3、F301、F303等断层, 其中以F3断层为代表。F301、F303为次生小断层。这些断层均为正断层。

2 瓦斯地质条件

轿子山煤矿为煤与瓦斯突出矿井, 瓦斯地质条件复杂。目前, 瓦斯治理是制约轿子山煤矿发展的主要因素, 主采煤层为M9煤层。

2.1 煤化程度

轿子山煤矿M9煤层成煤时期较早、固定炭含量较高, 瓦斯生成量大。煤化变质程度高, 瓦斯生成量多。吸附性能强, 同时煤体孔隙率较大, 煤体存储瓦斯的能力优越。

2.2 构造

轿子山煤矿矿区主要由相互毗邻的轿子山断块、大洞口断块及关口 (新井) 断块组成。除发育几条较大的边界断层外, 断块内构造简单, 未见较大的次生断层, 次级褶曲不明显, 仅在煤层底板等高线图上显示沿走向略有起伏, 大体属一平缓的单斜构造, 断块带的应力活动形式主要沿断裂释放。地层走向近东西、向南倾斜, 倾角2°~6°, 一般多在5°左右。区内构造简单, 除发育几条较大的边界断层外, 未见较大的附生断层;次级褶曲不明显, 仅在煤层底板等高线图上显示沿走向略有起伏, 大体属一平缓的单斜构造。

轿子山煤矿边界断层及断块内部小断层均为正断层。断块内部小断层影响范围较小, 大部分断层断层面附近煤岩体不破碎, 断层面呈闭合状。经多年的开采, 轿子山煤矿区域构造虽受张性应力控制, 但断层带附近未发现瓦斯压力变小浓度变低现象。相反, 断层带附近煤层应力集中, 煤体破碎, 软分层增厚, 煤层瓦斯压力偏高, 瓦斯浓度偏大。

2.3 埋深

轿子山煤矿埋深总体上北部浅, 南部深。轿子山煤矿平桥井一水平M9煤层为低瓦斯区域煤层, 深部二水平M9煤层高瓦斯突出煤层。轿子山煤矿平桥井一水平M9煤层埋深浅, 逸散量大。二水平M9煤层埋深较深, 透气性下降, 封闭条件变好, 逸散量小, 故此瓦斯含量偏高。

2.4 围岩岩性

轿子山煤矿M9煤层顶板岩性为厚层状致密坚硬石灰岩, 顶板完整性好, 裂隙不发育, 透气性较差, 对瓦斯的扩散、运移起封闭、阻隔作用。底板岩性为泥岩、致密坚硬粉砂岩, 同样对M9煤层瓦斯的扩散、运移起封闭、阻隔作用。M9煤层顶底板使煤层处在一个封闭条件较好的环境中, 对瓦斯的保存十分有利, 这也是轿子山矿区瓦斯含量高的主要原因之一。

2.5 煤层产状

轿子山煤矿煤岩层产状平缓, 倾角2°-5°, 呈近水平状。从近几年的开采情况来看, 一采区存在一宽缓的背斜, 但在背斜轴部, 瓦斯含量及压力均未存在普遍的偏高, 煤层瓦斯未明显向背斜轴部积聚。同时, 井田内M9煤层北翼地势较高, 开采过程中未发现煤层瓦斯向井田北翼积聚。

2.6 地下水

轿子山煤矿水文地质条件复杂程度简单, 属顶板岩溶充水矿床, 以大气降雨为主要充水来源。轿子山煤矿矿区内冲沟受断块边界断层控制, 沿断层走向分布。在风化剥蚀作用下, 冲沟内第四纪黄土覆盖较厚。该黄土隔水性能好, 致使断块边界冲沟水流对井下涌水补给较差。矿区内均为低中山卡斯特地貌, 地表第四纪黄土盖层较厚, 断块内煤岩层裂隙不发育, 矿区内隔水层分布稳定且较厚, 大气降雨对井下涌水补给较差。经多年开采, 轿子山煤矿M9煤层及其顶底板30m范围内均未发现地下水径流。矿区内M9煤层瓦斯得到了很好的保存。

2.7 临近煤层

轿子山煤矿M9煤层煤厚平均1.6m, 采高1.7m~2.0m, 采空区冒落裂隙带高18m。M8煤层下距M9煤层16m~18m, 处于M9煤层回采裂隙带影响范围之内。M9煤层回采过程中M8煤层瓦斯对其回采影响较严重。根据近年的回采经验, 临近煤层瓦斯涌出量超过工作面煤层瓦斯涌出量。

2.8 煤层结构及煤体结构

根据多年开采的实际揭露煤层情况, 井田M9煤层大部结构简单, 仅靠近关口井田东北部煤层结构复杂, 含夹矸一层, 夹矸厚度0.1m~1.6m。M9煤层属块状暗亮煤, 结构较致密, 仅见少量微细闭合裂隙, 为中~高强度煤。煤体结构介于原生结构~碎裂结构之间, 即Ⅰ类~Ⅱ类之间, 大部分煤层煤体结构属于原生结构, 局部煤层煤体受扰动结构属于碎裂结构。关口井田北翼井田煤层大部含软分层, 向东北逐渐出现夹矸, 煤层分岔, 夹矸增厚, 但上下层煤厚度稳定, 各分层煤体结构普遍为原生结构。根据多年的开采, 复杂结构煤层不利于瓦斯的释放, 瓦斯治理难度大。碎粒状及糜棱状煤层煤体抵抗破坏能力差, 瓦斯治理难度大。

3 结论

(1) 轿子山煤矿M9煤层成煤时期较早, 煤化程度较高, 瓦斯生产量较大。

(2) 煤层空隙及比表面积较大, 围岩致密坚硬渗透性差, 井田内构造稀少且构造闭合密封性较好, 煤系地层内部地下水渗流弱, 地层产状平缓, 现开采区域煤层埋深大, 以上条件造成M9煤层瓦斯不易扩散、运移, 煤层瓦斯保存条件极好。

(3) 构造带、压力集中带内瓦斯赋存异常, 煤体抵抗力较弱, 容易造成低指标突出。

参考文献

主采煤层 篇5

祥达煤矿位于富源县城南东131°,直距约11 km处,行政区划隶属富源县大河镇管辖。区内交通十分方便,公路四通八达,富源~兴义公路纵贯矿区,在瓦窑山、大河两地有长约2 km简易公路与矿区连接。

1 矿区地层

祥达煤矿出露的地层由老到新有二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β)、龙潭组(P3l)、长兴组(P3c)和三叠系下统卡以头组(T1k)、飞仙关组(T1f)、永宁镇组(T1y),局部地段沉积了第四系(Q)。煤系地层主要有龙潭组与长兴组。

1.1 二叠系上统龙潭组(P3l)

零星出露于矿区西北及南部,据钻孔揭露,厚度为145 m~194 m,平均185 m,为矿区主要含煤地层。根据岩性及其组合、沉积特征,以C16煤层为界,将龙潭组划分为一、二两段。

第一段(P3l1):

从煤系地层底界起至C16煤层顶界止,厚度67 m~106 m,平均100 m。主要为灰色、深灰色薄~中厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、细砂岩夹薄层状菱铁质岩层等。该段含局部可采煤层3层,即C16,C19,C20煤层,与下伏地层呈假整合接触。

第二段(P3l2):

从C16煤层顶界起至C7煤层顶界止,厚度70 m~105 m,平均85 m。为主要含煤段,岩性为灰色、深灰色薄~中厚层状粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、菱铁质岩夹泥岩、煤层等,富含植物化石。段内含可采煤层6层,编号为C7,C8,C9,C12,C13,C15。本段与下伏地层呈整合接触。

1.2 二叠系上统长兴组(P3c)

长兴组(P3c):

从C7煤层顶界起至煤系地层顶界止,厚度83 m~96 m,平均85 m。岩性主要为灰色、深灰色薄~中厚层状粉砂岩,泥质粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩、泥岩和薄层状菱铁质粉砂岩、菱铁质泥岩、煤层等。本段内含可采煤层4层,编号为C2,C3,C4及C4+1。该组与下伏龙潭组呈整合接触关系。

2 矿区构造

矿区构造较简单,主体为一向斜构造,即鹦哥咀向斜(S1),向斜北段轴部变缓,向南轴部变窄,轴向近南北向展布。区内断层不发育,断距较大的有F53和隐伏断层f1,次级小构造较发育。矿区东、西两侧边缘地段区域性断层较发育,西侧有F1,F15,F16断层,为一组张扭性正断层,东侧为压扭性逆断层(F18),均为矿区边界断层,对矿区影响小。勘查区构造复杂程度简单偏中等,见图1。

3 煤层及其对比

3.1 含煤性

矿区含煤地层为二叠系上统的长兴组和龙潭组,平均总厚270 m,含煤28层~39层,一般31层,煤层总厚25.44 m~36.40 m,平均达31.91 m,含煤系数为11.02%。不同地段含可采煤层层数相差较大,最少11层,最多达20层,一般12层,可采总厚18.61 m~30.04 m,平均23.48 m,可采系数7.92%。煤系地层长兴组(P3c)与龙潭组(P3l)含煤性差异明显,龙潭组(P3l)含煤性好,长兴组(P3c)含煤性较差。

矿区内可采煤层共13层,自上而下,长兴组(P3c)有全区可采和大部可采煤层4层:C2,C3,C4,C4+1;龙潭组第二段(P3l2)有6层:C7,C8,C9,C12,C13,C15煤层,除C8煤层为局部可采煤层外,其余煤层为全区和大部可采煤层;龙潭组第一段(P3l1)含煤性较差,煤层不稳定,厚度变化大,有局部可采煤层3层:C16,C19,C20。

现将全区主要可采煤层特征及变化规律从上至下,分述如下:

1)C4+1煤层。

位于长兴组(P3c)中部,上距C4煤层9.85 m~15.40 m,一般11.00 m,煤层稳定,全区可采,可采厚0.89 m~1.23 m,平均1.01 m,煤层厚度变化小,由西向东有增厚的趋势。煤层结构简单。煤层顶、底板岩性均为灰色泥质粉砂岩。

2)C9煤层。

为区内主要可采煤层,位于龙潭组第二段(P3l2)中部,上距C8煤层11.30 m~23.00 m,平均14.00 m;煤层稳定,全区可采,煤层厚1.56 m~8.57 m,平均4.16 m,可采厚度1.56 m~7.88 m,平均3.98 m。煤层厚度变化规律明显,浅部煤层厚度小于3.00 m,2号勘探线向北、向南煤层厚度逐渐增厚。煤层结构简单,局部地段含夹矸1层,岩性为深灰色泥岩,含类炭屑及植物性化石碎片。煤层顶、底板岩性为灰、深灰色粉砂岩。

3)C15煤层。

区内主要可采煤层之一,位于龙潭组第二段(P3l2)下部,上距C13煤层2.20 m~14.00 m,平均7.00 m。煤层较稳定,矿区范围内基本可采,煤层总厚0.71 m~4.25 m,平均2.12 m,可采厚度变化幅度较大,为0.71 m~4.25 m,平均1.45 m。煤层厚度变化规律明显,202孔为富煤中心,向四周煤层逐渐变薄,至西部(浅)临近不可采。煤层结构较简单,大部分地区含矸1层~2层,夹矸单层厚0.42 m~0.67 m,岩性为深灰色泥岩。煤层顶板主要为灰色泥质粉砂岩,底板为灰~深灰色粉砂质泥岩。

3.2 主可采煤层对比

本区为典型的海陆交互相沉积,沉积环境稳定,变化小,规律性明显,沉积旋回清楚,物性特征明显,易于对比。主要采用标志层特征对比、煤岩特征对比并结合测井物性特征对比。

3.2.1 标志层对比

区域性标志层少,动植物化石组合特征不明显,煤层对比较困难。鉴于此,首先对煤系地层进行组和段的划分,在此基础上,在组和段内,采用区域和局部标志层、层间距、煤层自身特征及地球物理测井曲线组合形态特征进行综合对比建立煤层对比标志层6个,见表1。

3.2.2 层间距对比法

区内煤层数多,但可采煤层层位稳定,分布范围广,煤层间距除小构造影响增大或减小外,一般差异较小,变化规律明显,C2~C9煤层,层间距基本稳定,变化小,而煤系中、下部C10~C20煤层,以及标志层B5和B6之间未编号煤层,其层间距均有由北至南和从西向东,逐渐变小的规律。

3.2.3 煤层自身特征

区内可采煤层自身特征是区别其他煤层的直接标志,是对比煤层的主要依据之一,由煤田地质勘查过程中取得的地质资料,试验成果,综合分析煤层的稳定性、煤层结构、煤质特征等,如表2所示。

区内C7煤层自身特征十分突显,区域内广泛分布,煤层稳定,厚度变化较小,煤层结构较简单,煤易碎呈粉末状,粉状结构、宏观煤岩类型主要为半亮煤,煤质佳,灰分和全硫含量低,地球物理测井曲线形态组合特征明显,易于辨认,对比可靠。

3.2.4 测井曲线形态组合特征

利用钻孔内不同煤岩层的电性、密度及放射性等物理性质差异,反映在不同的物性曲线上的形态特征,依据测井曲线形态组合特征进行划分煤岩层,对比区内测井确定的物性标志有五层:自上而下编号为物标Ⅰ、物标Ⅱ、物标Ⅲ、物标Ⅳ、物标Ⅴ。

物标Ⅰ:

该标志层由三叠系下统卡以头组(T1k)底部的粉砂岩组成,是进入煤系地层的重要标志。

物标Ⅱ:

该物性标志层为C9号煤层,各参数曲线的幅值均比其他煤层突出,易于识别(见图2)。

物标Ⅲ:

该物性标志层为C12号煤层,在电阻率电位曲线和伽玛伽玛曲线上呈现的高大异常仅次于物标Ⅱ。

物标Ⅳ:

电阻率曲线呈一组参差不齐的较高异常,自然伽玛曲线呈幅度较宽的“凹形”明显低谷异常,岩性为粉砂岩,位于C20煤层下部,是区分C20的标志层。

物标Ⅴ:

电阻率曲线呈低阻带显示,夹有中等窄尖峰;自然伽玛曲线呈幅度较宽的“凸形”明显高异常,岩性为泥岩夹薄煤层,位于煤组底部,是识别煤组底界的重要标志。

3.2.5 区内可采煤层对比

区内可采煤层对比是建立在煤系地层组、段准确划分的基础上,在地层组、段内。依据上述标志层特征、层间距,煤层自身特征和测井曲线形态特征进行综合的逐层对比。对比可靠地煤层有C2,C3,C4,C4+1,C7,C8,C9,C12,C13,C15,C16,C19,C20,C21。

4 结语

通过对祥达煤矿区地层以及钻孔资料的分析研究,建立起该矿区的标志层,各标志层岩性特征比较明显、厚度较稳定、层间距稳定、组合特征明显,基本控制了主要可采煤层的对比,是很好的含煤地层对比标志。做好煤层对比工作,对矿井生产具有非常重要意义。

摘要：通过对祥达煤矿区地层及钻孔资料的分析研究,建立起该矿区的标志层,并从主可采煤层的标志层、层间距、自身特征、物性特征等方面论述了煤层对比的可靠性,指出做好煤层对比工作对矿井生产具有重要意义。

关键词：矿区,煤层,岩性对比,特征

参考文献

[1]何明德.云南煤田地质[M].北京:中国矿业大学出版社,2003.

复采残采煤层开采技术研究 篇6

一、复采残采煤层开采存在的问题

受多方面因素影响, 目前, 在复采残采煤层开采中存在很多问题, 这些问题严重影响了煤矿的安全生产。具体来说, 主要包括以下几个方面,

1. 缺乏科学合理的安排。在对复采残采煤层进行开采之前, 没有进行科学合理的安排, 对于边角煤、异形煤柱、鸡窝煤等资源, 多数情况下运用掘进的方式进行开采, 这种方式对煤矿开采缺乏科学合理的安排, 不利于煤矿的安全开采。

2. 资源回收效率低。在复采残采煤层开采中, 存在着资源回收效率低的情况。相关调查研究表明, 目前我国资源回收率仅为30%, 而乡镇小煤矿的资源回收利用效率更低, 只有10%, 浪费了大量的资源, 也影响了煤矿开采的进一步发展。

3. 过分追求经济利益。一些煤矿矿主在煤矿开采时, 只注重经济利益, 忽视对环境的保护, 造成水土流失、环境污染等严重的环境问题。还有一些矿主忽视相关安全措施, 矿井安全隐患大, 一旦发生事故, 后果不堪设想。

4. 开采方式粗放。在一些地方煤矿开采中, 往往采用粗放型开采方式, 煤矿开采设备没有达到安全开采的要求, 忽视环保技术的采用, 对周围环境造成了很大破坏。加之煤炭资源利用效率低下, 这些问题制约了煤矿的开采和煤炭资源的有效利用, 也影响了煤矿开采的可持续发展。

二、复采残采煤层开采技术研究

1.选用合理的采煤方法。壁式采煤法和柱式采煤法是常见的采煤方法。在煤层开采的过程中, 选用合理的开采方法十分重要, 正确的开采方法有助于煤层的有效开采, 有利于提高开采效率。在复采残采煤层的开采中, 要结合实际情况, 采用合适的开采方式。

(1) 壁式采煤法。壁式采煤法的巷道布置十分简单, 只要采煤工作面的布置符合《煤矿安全规程》第15条规定即可。在通风方式上, 采用的是全负压通风, 为了保证开采的安全, 有2个独立的安全出口。小煤矿由于规模较小, 技术水平较低, 往往受地质条件和生产技术方面的限制, 残采工作面的长度一般在30～50 m, 有些规模更小的, 只有20 m左右。在煤层开采的过程中, 大多数采用的是短壁式采煤法。

(2) 柱式采煤法。在煤层内开掘一系列宽度为5～7 m煤房, 在煤房和煤房之间, 运用联络巷进行连接, 从而形成近似于长条形或者是块状的煤柱, 然后根据实际情况决定是否回收煤柱。对于小煤矿来说, 在开采三角煤、残留煤柱时, 壁式工作面的布置比较困难, 因此, 可以采用柱式采煤法, 尤其是房柱式采煤法, 因其使用效果比较好, 适应了小煤矿的开采工作, 在复采残采的过程中得到了较为广泛的运用。

2、通风安全。小煤矿后期的复采残采是个比较特殊的阶段, 在这个过程中, 受地质条件和开采技术影响, 通风比较困难, 难以形成安全的通风网络。另外, 在这一阶段有大面积的采空区存在, 因此, 通风是其中比较关键的问题。按照相关的规定, 在采煤工作面, 至少需要保持2个畅通的安全出口, 一个与回风巷道相通, 另一个则与进风巷道相通。如果在开采三角煤、残留煤柱时, 不能保证2个安全出口, 必须制定安全措施, 并报企业的主要负责人进行审批, 以保证通风的安全。

(1) 沿空掘巷, 留小煤墙。在煤矿开采时, 新掘专用回风石门或新掘回风上山时, 在残采面的边界上, 要沿空掘巷, 留小煤墙, 从而形成完整的通风网路。这种通风方式巷道受到的压力比较小, 且支护比较容易, 并满足相关规范的要求。

(2) Z型通风。如果采区边界有回风石门或者是回风上山, 可以采用Z型通风, 这种方式比较实用的通风方式, 能够达到良好的通风效果。

3. 顶板管理。在小煤矿后期, 复采残采的残留煤柱由于受采动的影响, 上覆岩层容易发生变形甚至出现破裂, 导致围岩应力发生变化。如果煤柱的两侧都被采空, 顶板的压力就会集中在煤柱体上, 使得煤柱发生弹塑性变形。因此, 在对残留煤柱进行开采时, 尤其需要注意顶板压力的影响。

4. 顶板支护管理。在顶板支护管理时, 首先, 要熟练掌握地质资料和开采条件, 加强对顶板安全的管理;其次, 要注重支护质量的管理, 进一步提高支护的质量, 保证支护的阻力;第三, 要做好支架和围岩之间的填充, 增强支架的稳定性和支护能力;最后, 要采取措施, 尽量减小空顶面积, 如有必要, 还需进行临时支护, 以进一步保证支护的安全性和稳定性。

5. 防治采空区积水。要查明矿井充水的水源条件, 了解矿体周围含水层的富水情况、地下水的径流条件、矿井水的补给水源情况、隔水层情况等。掌握矿井的地质资料, 选择合理的排水设备, 做好综合治理工作。当井下积水的时候, 要采取相应的疏通管道措施, 及时排水。在煤炭开采时, 要采取措施防止突水事故的发生, 以保证开采的安全。

三、结论

高突难抽采煤层封孔技术改进 篇7

根据一些专家调查分析, 六矿抽采浓度低、抽采效果差的主要原因:①封孔效果差, 钻孔漏气严重, 导致抽采浓度过低;②封孔材料膨胀超过孔口管, 堵塞瓦斯流出通道, 导致抽采浓度过低;③孔口抽采负压过高, 增加了钻孔漏气量。针对六矿近年来的抽采情况, 对抽放钻孔封孔技术进行改进, 提出并实施了径向强力膨胀封孔技术, 有效提高了瓦斯抽放率, 取得了良好的经济和社会效益。

1 原封孔方式及存在问题

根据井下现场实际测定, 抽采钻孔中一部分钻孔抽放负压为0, 经判定这类钻孔为漏气钻孔, 封孔存在严重问题。不排除有人为因素, 但更重要的是封孔方式不够合理, 技术上存在一定的问题, 主要是抽采钻孔封孔不严密。

(1) 原封孔方式。

鹤煤六矿原封孔采用立固安、水炮皮和聚乙烯管等材料进行封孔, 其封孔过程为:用Ø38 mm封孔管3根, 每根长3 m, 共9 m, 用封孔管软带连接。首先在封孔管最前端缠上棉布, 以防堵孔, 然后在封孔管口2 m以下套上2个水炮皮, 水炮皮周长400 mm, 直径约130 mm, 水炮皮每400 mm拴1道绳, 共分8段, 在每段上方用刀具开口150 mm长, 然后勾兑封孔药 (立固安, 其中黑、白药各2 kg搅拌均匀) , 用药量4～5 kg, 均匀倒入每段水炮皮内, 最后把封孔管送进孔内。待药膨胀后, 用水泥把孔口堵严带抽。该方法缺点:①水炮皮直径约130 mm, 大于钻孔直径 (75 mm) , 水炮皮不可能在孔内形成破裂;②在封后续钻孔时, 常因连接带断开, 药剂已经膨胀, 但水炮皮并没有受压破裂;③封孔剂因在孔内上、下流动, 故不能确保药剂在封孔恰当位置;④封孔后药剂外流, 反应停止后孔口外常堆积成大量封孔剂凝固物, 影响气密性;⑤封孔管之间采用的Ø51 mm软带较短, 虽用铁丝捆绑但仍不牢固, 封孔时出现脱落, 影响封孔;⑥常出现煤粉将连接管堵死现象。

(2) 存在问题:

①封孔剂无阻挡, 向前后膨胀, 可导致封孔剂漏气, 气密性差, 孔口负压降低;②因水炮皮在钻孔壁和药剂之间的隔挡, 封孔剂不能充填孔壁裂隙, 导致孔口负压低;③因封孔剂在孔内易上、下流动, 故易造成封孔剂堵死钻孔现象, 下向孔尤甚;④钻孔施工不平直, 有明显变形, 给封孔工作造成困难, 易造成二次封孔或废孔出现;⑤采用较短的Ø51 mm软带进行连接并用铁丝固定的办法, 在转封孔管期间易造成连接软带脱开。

2 封孔质量分析

2.1 封孔质量关键技术

封孔质量好坏与抽采负压高低直接关系到瓦斯抽放效果, 尤其是抽采浓度高低。抽采瓦斯钻孔封孔目的是防止抽进管内空气, 保证抽采瓦斯浓度, 特别是抽采负压较高时, 更需要保证封孔质量和封孔长度。分析抽采钻孔漏气通道, 封孔质量和封孔长度需满足2方面的要求:①封孔能够防止孔口管与孔壁之间环状间隙之间以及孔壁松动范围内煤岩体不漏气。这要求封孔材质本身要有一定的致密度, 自身不会漏气;且封孔材质能够充填钻孔壁上的缝隙和裂隙, 不会通过它们漏气。只有封孔材质在一定的密闭空间内膨胀、填补缝隙和裂隙, 才能达到此目的。②由于抽采时间较长, 巷道围岩将发生松动, 产生的裂隙成为漏气通道, 这要求封孔材质所处的位置要大于巷道的松动范围, 即封孔深度。因此合适的封孔技术需满足封孔长度、封孔浓度、密闭空间内膨胀或充填3方面的内容。

2.2 抽采负压与封孔质量间的关系

抽采负压是钻孔内瓦斯流向抽采泵站的合适抽采动力。一般而言, 钻孔孔口抽采负压只是保证钻孔内瓦斯流进抽采管网, 对煤层解吸瓦斯没有太大影响。但是, 由于钻孔施工完成后存在垮孔、变形等情况, 要保证瓦斯从孔底流入管网, 需要一定的孔口负压。保证瓦斯正常流进的孔口负压与钻孔深度、孔径、煤层硬度等各方面有关系。孔口负压过大, 如果封孔质量不能保证, 会在封孔段大量漏入空气, 降低抽放浓度和纯量, 因此如果新带抽的孔口管内瓦斯浓度和孔口负压不能匹配, 需调整封孔方法, 及时提高封孔质量。

3 径向强力膨胀封孔技术

3.1 钻孔开口

开启钻机开孔时, 必须保证煤孔前9 m的钻孔成型, 不得在开孔段形成伞檐状、台阶状、弯曲状钻孔, 以保证封孔药剂、封孔材料与孔壁完全紧密接触, 避免出现负压抽采时可能漏入空气的缝隙。这要求开钻前必须认真固定好钻机 (利用前后戗柱和顶柱, 确保钻孔不会发生摆动) 。

3.2 封孔长度与封孔深度

封孔长度是指封孔药剂、封孔材料与孔壁完全接触的钻孔段长度。封孔深度是指封孔药剂、封孔材料与孔壁完全接触段最里端距孔的距离。合适的封孔长度与封孔深度是保证抽采瓦斯浓度的关键环节之一, 但是, 过长的封孔长度与封孔深度将造成工时、材料的浪费。根据六矿的具体情况, 穿层钻孔封孔长度应不小于5 m, 封孔深度不小于6 m。煤巷上、下帮布置过边抽边掘钻孔或锚网联合支护巷道, 该巷道顺层抽放钻孔的封孔长度不得少于8 m, 封孔深度不小于9 m;煤巷上、下帮为实体煤的巷道, 顺层抽放钻孔的封孔长度不得少于7 m, 封孔深度不小于8 m;Ⅲ类、Ⅳ类煤的抽放钻孔和边抽边掘、先抽后掘钻孔, 封孔深度不得少于8 m。

3.3 清孔

在施工下向孔和坡度较小的上向孔时, 常会在钻孔内留有钻屑, 如果封孔前不清除, 既影响封孔效果, 又会在抽采时进入管网中堵塞管路和放水器。因此, 封孔前必须用压风或水将封孔段内的粉尘清扫干净;下向孔无法清净的必须用掏勺掏净;下向孔积水至孔口的钻孔, 孔口以下10 m范围内的水必须排净。

3.4 材料及封孔管长度

封孔管材可能在材质和管径2个方面影响抽采效果。材质方面要求封孔后封孔管不变形, 不堵塞管道。使用聚氨酯封孔因聚氨酯发泡造成温度升高, 根据以往经验, 如用PVC塑料管封孔, PVC塑料管受热易变形, 孔径变小, 影响抽放效果, 故在封孔时严禁使用PVC塑料管。

管径与孔径的合理匹配有利于提高封孔质量和抽采效果。根据实践, 一般情况下Ø75～89 mm孔用Ø38 mm封孔管;Ø89～110 mm孔用Ø51 mm铁管;Ø110 mm以上孔用Ø76 mm铁管。为防止聚氨酯发泡膨胀时向孔内流动堵塞封孔管, 封孔管长度必须大于封孔长度0.5 m以上。

3.5 聚氨酯封孔操作步骤

(1) 封孔用布。

可使用浴巾、麻袋布或稀棉布封孔。要求布面规则、密度一致, 规格不小于3.0 m×0.8 m。

(2) 缠布用药位置。

缠布位置的里端距封孔管里口0.5～1.0 m, 用药长度≥3 m, 药卷两端要加设略大于钻孔直径的橡胶挡板, 两挡板间距5～7 m。

(3) 封孔管。

封孔管必须在封孔段两端焊接5～10 mm高的挡头, 防止封孔材料因固定不牢向外滑移。

(4) 用药标准。

Ø89 mm以下孔, 用药量为3 kg/孔;Ø89～110 mm孔, 用药量为4 kg/孔;Ø110 mm以上孔, 用药量为5 kg/孔。随着药量的增加, 封孔布的长度要适当加大。

(5) 配药。

聚氨酯封孔严格按照1∶1的配比, 现场要有与配药量相适应的量具。

(6) 缠布上药与卷布。

将封孔布的长端用绳扎在封孔管上, 药兑好后, 搅拌均匀待药变白或变黄后开始均匀平抹全布, 卷布时必须保证布面的平整。

采用2段铁管连接封孔时, 2段上药程序相同。封孔管管口以里0.5 m长范围内必须用木楔或混凝土固定。

4 封孔技术改进后抽放效果

近1a来的工程实践证明, 新封孔工艺降低了抽放钻孔漏气率, 提高了抽采浓度、流量, 缩短预抽期。六矿地面抽采泵瓦斯浓度由原来的14%提高到17%, 新增加了1台500 kW的瓦斯发电机组;采掘工作面新封孔钻孔抽采浓度显著提高, 其中2141工作面新封孔初始带抽浓度由原来的平均不足35%提高至45%以上;改进后钻孔封孔质量得以保证, 孔口负压保持在11.97～15.96 kPa, 钻孔瓦斯抽放纯量平均在1.25 m3/min, 抽放纯量增加1.7倍以上。2011年1—6月, 由于实施了新的封孔工艺, 六矿2115、2145采掘工作面瓦斯治理效果明显提高, 其中2145工作面运输巷平均每月进尺由20 m增加到40 m, 基本消除了瓦斯超限事故。使用新封孔技术后, 钻孔极限抽采半径达5.58 m, 有效抽采半径为2.73 m, 明显高于原抽采半径2.01 m。

5 结语