三软不稳定特厚突出煤层底板预抽防突技术实践研究.docx
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三软不稳定特厚突出煤层底板预抽防突技术实践研究
“三软”不稳定特厚突出煤层
底板预抽防突技术实践研究
郑煤集团公司大平煤矿
二〇〇八年一月
目录
1矿井及煤层瓦斯概况3
1.1矿井地质概况3
1.2矿井开拓及开采方法3
1.3矿井主采煤层及储量4
1.4瓦斯基础参数及瓦斯等级鉴定结果4
1.5矿井煤与瓦斯突出情况8
1.6煤层突出危险区域划分11
2区域性瓦斯治理方案设计12
2.1底板穿层钻孔大面积预抽瓦斯的必要性12
2.2底板穿层钻孔大面积预抽方案15
3水力冲孔增透试验20
3.1水力冲孔方法及增透原理20
3.2水力冲孔工艺流程21
3.3水力冲孔方案设计26
3.4水力冲孔试验基本参数测定31
3.5水力冲孔试验保障措施35
4试验区概况38
4.1采区概况38
4.2瓦斯地质41
5水力冲孔增透试验过程及结果42
5.1瓦斯压力测定结果43
5.2各钻场水力冲孔试验过程描述43
5.321回风下山主巷道水力冲孔增透试验48
5.4试验地点不理想及解决办法50
5.5结论及建议50
6高压注水增透试验过程及结果51
6.1工作原理51
6.2钻孔设计51
6.3抽放效果分析52
7压风增透试验过程及结果52
7.1工作原理：
52
7.2抽放效果分析52
8结语53
“三软”不稳定特厚突出煤层底板预抽防突技术实践研究
绪论
豫西“三软”煤层是豫西地区普遍发育的石炭二叠纪山西组二1煤层。
大平煤矿在开采过程中不断探索并初步掌握了豫西“三软”煤层放顶煤开采技术，但随着开采深度的增加，煤与瓦斯突出成为制约煤矿安全生产的重大问题。
为此，集团公司和大平煤矿积极与矿业院校合作，进行防突和消突研究工作，在治理过程中根据集团公司编制的《郑煤集团公司煤与瓦斯突出矿井瓦斯灾害综合治理规划》分三个阶段实现瓦斯灾害综合治理的总体目标，其中第二个阶段即为从掘进以局部防突措施、回采以顺层钻孔预抽为主的“四位一体”综合防突措施向主要采用“穿层钻孔大面积区域预抽瓦斯技术”的转变。
为此开展了“‘三软’不稳定特厚突出煤层穿层钻孔大面积预抽防突技术研究”项目的研究工作，以期获得适合“三软”不稳定特厚突出煤层特点的底板大面积预抽瓦斯防突技术，实现“三软”不稳定特厚突出煤层的安全高效开采并有效地控制重大瓦斯事故的发生。
在集团公司的大力支持下，进行了底板巷道网格式上向穿层钻孔强化预抽瓦斯技术试验及考查研究、底板穿层孔施工及固孔技术与封孔工艺（提高密封性、增大抽放浓度）研究、水力冲孔、高压注水、压风技术增大煤层透气性及扩大预抽效果的现场考察与分析研究、强化预抽瓦斯消除煤与瓦斯突出危险性效果现场考察和验证性考察与分析研究等工作。
在此基础上，我们对底板巷道网格式上向穿层钻孔强化预抽瓦斯防突技术进行了进一步完善、优化和系统集成，形成了一整套底板预抽技术实践经验，使瓦斯治理的理念由“局部消突”向“区域治理”、由“生产过程治理”向“超前治理”、从“单纯措施型”向“工程与措施并重”的转变，为豫西“三软”不稳定突出煤层的区域消突工作提供了技术和经验保证。
1矿井及煤层瓦斯概况
大平煤矿位于新密市西南15km。
矿井始建于1982年，投产于1986年，设计生产能力为60万t/a。
其主要生产环节设备按90万t/a装备，1995年产量达到设计生产能力。
2000年和2001年矿井分别进行了通风系统、提升系统改造，2003年核定生产能力为130万t/a。
“10.20”特大煤与瓦斯突出引发的特大瓦斯爆炸事故后，根据煤岩瓦斯动力现象发生情况，经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定，河南省煤炭工业局批准，大平煤矿由高瓦斯矿井升级为煤与瓦斯突出矿井，二1煤层为突出危险煤层。
1.1矿井地质概况
大平井田总体形态为一轴向近东西、向东倾伏的向斜构造（大冶向斜），断裂比较发育。
井田内落差大于10m的断层共有12条，按断层的延伸方向分为北东向和近东西向两组（包括边界断层）。
近东西向断层7条，北东向断层5条。
区内正断层倾角均在70°左右，为高角度正断层。
逆断层倾角在35°～60°之间，F1与F1-1、F4与F3断层相交或切割，且F1断层对采区划分影响较大，本井田断层密度为2条/km2。
井田总体构造形态为一轴向近东西的斜构造，区内发育有产状变化不明显的4个宽缓小褶曲。
这些褶曲对煤层厚度变化有一定影响，从而给煤层的合理分层开采带来一定的难度，按区内褶曲的发育程度将矿井地质条件评定为Ⅲb类。
1.2矿井开拓及开采方法
矿井采用立井单水平上、下山开采。
主副井布置在井田中央，主井提煤，副井提升物料、上下人员和进风。
采区布置采用前进式，回采工作面采用走向长壁后退式开采。
开采方法为放顶煤和放炮落煤法，一次采全高，全部垮落法管理顶板。
1.3矿井主采煤层及储量
大平煤矿主采煤层为二1煤层，该煤层为“三软”不稳定煤层。
“三软”指的是煤层顶板、煤层底板和煤层均为松软岩（煤）层，煤层的坚固性系数f值仅为0.12；不稳定指煤层为构造煤，赋存不稳定，厚度变化大，煤厚1.29～29.83m，平均煤厚7.5m。
井田内煤层结构简单，全区普遍可采。
地层倾角变化较大，为6～30°，给矿井的正常生产带来一定难度。
二1煤层直接顶板一般为灰黑色泥岩和砂质泥岩，一般厚5.0m左右；老顶以灰白色细～中粒砂岩为主，层厚为1.5m～26.17m，含较多白云母片，硅质胶接，坚硬；直接底板为灰黑色泥岩，砂质泥岩，局部为粉砂岩，平均厚度为7.45m，局部呈现凹凸不平。
煤层平均水分0.97％,灰分14.86%，挥发分14.09%，含硫0.45%，含磷0.022%，发热量约为30000kJ/kg，属于中灰、低硫、高发热量的贫煤。
井田地质储量9152万t，可采储量5784.3万t。
近几年来矿井开采、地方小窑破坏、储量划转等因素，止2004年底，矿井地质储量剩余2602万t，可采储量1020万t。
2005年资源整合增加可采储量2447万t，到2005年3月底矿井剩余可采储量3467万t。
1.4瓦斯基础参数及瓦斯等级鉴定结果
1.4.1瓦斯基础参数
大平煤矿的主采煤层为二1煤层，煤科总院抚顺分院对16采区二1煤层瓦斯压力测定结果如表1和图1所示。
根据16采区二1煤层瓦斯压力测定结果，16采区煤层瓦斯压力随埋深变化规律如下：
（1）
式中，
某一埋藏深度处的煤层瓦斯压力，MPa；
煤层埋藏深度，m。
表116采区轨道下山二1煤层瓦斯压力测定结果
钻孔号
煤层
透煤长度/m
煤厚/m
底板标高/m
底板内薄煤层
煤层深度/m
绝对瓦斯压力/MPa
备注
1
二1
13.6
12.0
-15
0.8m煤线
283
0.6
2
8.4
7.3
-28
304
0.48
孔口滴水
3
6.6
5.7
-46
326
0.61
4
4.5
4.1
-60
344
0.51
封1.5m，孔口滴水
5
8.8
7.7
-76
0.8及0.6m煤线
364
0.76
6
4.0
3.5
-94
0.8及1m煤线
385
0.94
7
2.4
2.1
-111
406
0.77
8
2.0
1.8
-122
419
1.20
图116采区二1煤层瓦斯压力随标高的变化关系
可以看出，大平煤矿16采区煤层瓦斯压力随着深度的增加而增加的趋势非常明显，瓦斯压力梯度为0.32MPa/hm。
表2为16采区轨道下山煤样工业分析及吸附瓦斯常数测定结果，结合表1瓦斯压力测定结果，可得出煤层瓦斯含量沿倾向变化规律如下：
（2）
式中，
煤层瓦斯含量，m3/t；
煤层埋藏深度，m。
16采区煤层瓦斯含量随着埋藏深度的加大呈增大趋势，具有较好的线性关系，瓦斯含量梯度为1.99m3/（t.hm）。
矿井生产的采区瓦斯含量：
11采区3m3/t、13采区6.5m3/t、14采区2.6m3/t、15采区３m3/t、16采区上部9.98m3/t
另外，根据煤科总院抚顺分院的《大平煤矿16采区煤层瓦斯赋存规律及突出危险性区域预测研究》资料，二1煤层百米钻孔平均瓦斯初始排放量为0.05m3/min，百米钻孔平均极限流量为3585m3，衰减系数
d-1。
表216采区轨道下山煤样吸附瓦斯常数表
煤样编号
埋深/m
吸附常数
灰分Aad/%
水分Mad/%
挥发分Vr/%
真比重/t/m3
煤的孔隙容积
/m3/m3
a值
b值
1-1
283
46.0450
0.623
9.11
1.84
9.64
1.36
0.064
1-2
283
36.0280
0.725
8.46
1.81
11.59
1.36
0.064
平均
283
41.3650
0.674
8.79
1.83
10.62
1.36
0.064
2
304
36.9762
0.748
10.17
1.84
11.08
1.36
0.064
3
326
32.9244
0.822
11.55
1.85
11.55
1.37
0.064
4
344
34.5399
0.797
11.09
1.85
11.09
1.38
0.064
5
364
36.1554
0.771
10.62
1.84
10.62
1.38
0.064
6
385
42.6235
0.614
13.46
1.78
13.46
1.37
0.064
7
406
49.0915
0.456
16.30
1.72
16.30
1.35
0.064
1.4.2矿井瓦斯等级鉴定
1986年以来，大平煤矿瓦斯等级鉴定结果如表3所示。
可以看出，从1989年开始至2003年，大平煤矿为高瓦斯矿井，2004年“10.20”特大煤与瓦斯突出引发的特大瓦斯爆炸事故后，根据煤岩瓦斯动力现象发生情况，经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定，河南省煤炭工业局批准，大平煤矿由高瓦斯矿井升级为煤与瓦斯突出矿井，二1煤层为突出危险煤层。
表3大平煤矿历年来瓦斯等级鉴定结果统计表
年度
绝对量（m3/min）
相对量（m3/t）
鉴定月平均日产量（t）
开采
标高
（m）
埋藏
深度
（m）
矿井瓦
斯等级
1986
1.38
154
145
低
1987
2.28
8.55
384
154
145
低
1988
2.42
6.36
548
154
145
低
1989
8.94
11.37
1024
95
193
高
1990
13.00
16.12
1161
62
207
高
1991
13.43
11.08
1745
77
195
高
1992
21.21
18.88
1617
38
216
高
1993
16.77
17.91
1348
56
180
高
1994
19.72
18.94
1499
64
197
高
1995
12.79
15.50
1188
99
180
高
1996
10.31
5.55
2675
80
180
高
1997
11.22
5.72
2822
高
1998
13.57
5.61
3391
高
1999
23.17
10.25
3290
高
2000
25.82
11.37
3270
高
2001
26.35
12.27
1872
高
2002
21.22
8.52
3588
高
2003
26.16
11.47
3288
高
2004
19.99
9.29
3098
突出矿井
2005
2006
2007
1.5矿井煤与瓦斯突出情况
大平煤矿煤与瓦斯突出情况汇总如表4所示。
表4大平煤矿煤与瓦斯突出情况汇总表
序号
突出时间
突出地点
突出深度（m）
巷道类型
突出煤层
突出类型
突出煤岩及瓦斯量
备注
标高
垂深
煤岩量/t
瓦斯量/m3
1
1989年11月01日
11111下辅切50
+18
310
煤巷
二1
压出
3
2
1990年02月12日
11111下550m
+21
310
煤巷
二1
压出
34
18675
3
1990年03月06日
11111下切8m
+26
煤巷
二1
压出
16
448
4
1990年10月18日
14051下付巷
+3
250
煤巷
二1
压出
5
1990年10月23日
14051下付巷55m
+3
250
煤巷
二1
压出
20
1000
6
1991年03月04日
14051下付巷65m
250
煤巷
二1
压出
10
400
7
1992年03月15日
11铺轨上山
+45
煤巷
二1
压出
6
8
1992年06月11日
14051下付巷650m
+39
250
煤巷
二1
压出
7～8
1500
9
2001年07月13日
16081回风联巷
煤巷
二1
压出
48
5538
10
2001年07月17日
16081回风联巷
煤巷
二1
压出
43
3550
11
2002年07月31日
13071切巷
煤巷
二1
压出
8
3300
12
2003年08月19日
16071下付巷264m
-60
310
煤巷
二1
压出
118
6850
13
2004年04月21日
16071下付巷425m
-70
320
煤巷
二1
压出
25
3400
14
2004年07月11日
16071下付巷492m
煤巷
二1
压出
121
15
2004年09月10日
16031下123m
煤巷
二1
压出
34
5272
16
2004年10月20日
21采岩石下山
-282
612
岩巷
二1
突出
1894
250000
死亡148人
自1989年以来大平煤矿共发生煤与瓦斯动力现象16次，其中一次突出（压出）煤量大于30t的6次、一次突出瓦斯量大于1000m3的10次。
最大的一次煤与瓦斯突出是2004年10月20日22时09分发生在21岩石下山掘进工作面的特大型煤与瓦斯突出事故，突出煤岩量为1894t，瓦斯量约25万m3。
21岩石下山位于矿井16采区下部、21采区的中部，轴线南北方向展布。
21采区南以周山逆断层上盘交面线为界，东以马沟逆断层上盘交面线为界，采区南北宽约600m，东西平均长约620m。
21轨道下山地面标高+330m左右。
巷道断面为直墙半圆拱形，净高3.4m，墙高1.7m，净宽3.4m，净断面为10.32m2，掘进断面11.67m2，为锚网支护。
21岩石下山分为三段，包括回风下山上段、回风下山下段和轨道下山。
其中上段长为616m，坡度11.5°，下段587m，坡度16°。
上段和下段之间为中部车场，下段与轨道下山之间为下部车场。
由下部车场开始再向上掘进21轨道下山，坡度20°。
大平煤矿21轨道下山岩石掘进工作面突出地点在一个落差约10m的逆断层的破碎带内，该处标高为-282m，垂深达到了612m，该地点的地层垂直应力达到15MPa左右；推算突出地点附近煤层的瓦斯压力将达到2MPa以上；二1煤层煤质非常松软，煤的坚固性系数f为0.12，瓦斯放散初速度△P为31，煤的破坏类型为IV、V类煤。
在这样高的地应力、瓦斯压力和构造应力的条件下，21轨道下山岩石掘进工作面附近的二1煤层具备了发生特大型煤与瓦斯突出的条件。
21轨道下山岩石掘进工作面按设计沿距二1煤层底板16m的L7/L8灰岩掘进，但在10月20日放炮揭穿了一个落差约10m的逆断层，这个逆断层有利于瓦斯的储存，使地应力增高、煤层瓦斯压力加大、煤结构破坏更加严重。
放炮使掘进工作面突然进入断层破碎带，在高地应力、高瓦斯压力共同作用下煤与瓦斯突破断层破碎带岩柱，发生了延期性特大型煤与瓦斯突出。
1.6煤层突出危险区域划分
根据河南理工大学瓦斯研究所的《大平煤矿区域划分报告》，21采区标高±0m以深为煤与瓦斯突出危险区，±0m以浅为非突出区。
位于井田西翼的15采区，其深部为一向斜盆地，东西向展布的F1-1逆断层贯穿整个采区的深部，形成了构造复杂区。
该区域标高-60m以深预测为突出危险区，-60m以浅为非突出区。
2区域性瓦斯治理方案设计
2.1底板穿层钻孔大面积预抽瓦斯的必要性
大平煤矿二1煤层为“三软”不稳定特厚突出危险煤层，煤层平均厚度7.5m。
如果采用分层开采，大量的邻近层瓦斯将涌至回采空间，需要大量的瓦斯治理工程以防止回采时的瓦斯超限。
另外，分层开采工作面回采周期长，自然发火危害大，致使工作面生产成本高，安全性较低。
“三软”不稳定特厚煤层由于赋存不稳定（顶底板起伏、厚度不均匀），煤层较松软、易破碎，再结合煤层厚度因素，只有放顶煤回采方法能充分利用煤层的赋存条件。
因此，放顶煤开采应为二1煤层回采的首选回采方法。
二1煤层为突出危险煤层。
《煤矿安全规程》（2006年版）第六十八条对于放顶煤回采的规定中有煤层有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性时严禁采用放顶煤开采一项。
因此，二1煤层突出危险区域煤体的开采，在回采前进行区域性瓦斯治理是必要的，而且是放顶煤开采所必需的。
区域性瓦斯治理方法一般包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两种，距二1煤层底板70～80m的一1煤层在整个矿井区域内赋存稳定，煤层平均厚度为1.13m，但一１煤层的下部岩层为奥灰岩，内部赋存有大量的水，一１煤层回采时大量的水可能进入回采空间，需要大量的治理工程以治理水患；在目前的开采技术条件下一１煤层尚不具备开采的条件。
钻孔抽放煤层瓦斯主要作用机理在于，通过抽放煤层瓦斯，首先可使具有突出危险的煤层或者高瓦斯煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量大幅度降低，使煤体内的瓦斯潜能得到释放。
其次，由于瓦斯的排出可使煤体收缩变形，使煤体所受的应力降低，煤体透气性增大；同时又由于煤体应力的降低，使煤体中的弹性潜能得到释放。
此外，煤体内瓦斯的排放还会增大煤体的机械强度和煤体的稳定性，从而使煤与瓦斯突出的阻力增大，进一步减弱或消除突出危险性，起到防突效果。
钻孔抽放瓦斯的实质是，通过向煤层打大量的密集钻孔取煤造成局部卸压，同时排放瓦斯释放其潜能，然后经过较长时间的预抽煤层瓦斯进一步降低其瓦斯压力与瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形、地应力下降、透气性增高、地应力与瓦斯压力梯度减小和煤的坚固性系数增加等变化，从而达到削弱直至消除突出危险的目的。
突出煤层的实测透气性系数≥4.0×10－2m2/MPa2·d时，可采用预抽煤层瓦斯措施。
二1煤层透气性系数为0.767m2/MPa2·d，具备预抽煤层瓦斯区域性消除突出危险性的条件。
具有“三软”不稳定特厚特点的二1煤层理想的采煤方法为放顶煤回采，根据《煤矿安全规程》第68条的要求，需在采前采取措施区域性消除煤体的突出危险性。
如前所述，二1煤层不具备保护层开采的条件，只能采取预抽煤层瓦斯的方法消除煤体的突出危险性。
预抽煤层瓦斯的布孔方式主要有穿层孔和顺层孔两种。
由于目前打钻速度过慢、钻孔利用率低、煤层增透技术无法得到根本突破，从而极大的限制了穿层钻孔预抽煤层瓦斯技术的工程应用，目前广为应用的是煤层顺层钻孔瓦斯抽放方法。
但要使用顺层钻孔瓦斯抽放方法，首先需掘进工作面的顺槽。
突出危险煤层工作面顺槽的掘进通常需要在底板岩石巷道预抽瓦斯的掩护下进行，如果直接在突出煤层中掘进，需要采取“四位一体”方法，这种方法直接面对突出危险煤层，掘进速度慢，平均速度为40～60m/月；遇到地质构造变化、措施执行不当等原因，还可能出现煤与瓦斯突出。
即使采用了“四位一体”方法，直接在煤层中掘进还不能保证安全。
大平煤矿在2004年10月20日在21岩石下山掘进工作面发生过特大型煤与瓦斯突出事故，突出煤岩量为1894t，瓦斯量约25万m3。
可见二1煤层的突出危险性比较大，二1煤层的瓦斯治理必须全部采用区域性瓦斯治理方法。
因此，用煤层底板岩石巷道施工穿层钻孔大面积预抽掩护顺槽的掘进是必要的。
为了充分发挥大面积预抽煤层瓦斯技术的作用，可以采用穿层钻孔和顺层钻孔相结合的方法区域性消除煤层突出危险性。
该方法分三步：
首先是在工作面顺槽和开切眼下方的底板岩层中掘进底板抽放巷，在底板巷内打穿层钻孔抽放顺槽和开切眼位置及其附近一定范围（巷道两帮8m以上）的煤层瓦斯，消除顺槽和开切眼位置及附近一定范围（巷道两帮8m以上）煤层的突出危险性；然后在消除突出危险的煤体中掘进机巷、风巷和开切眼，形成工作面通风系统（风巷可以直接在上区段采空期造成的卸压带内掘进，卸压带内已无突出危险，只要留设合理的安全煤柱就能够保证安全掘进）；最后在风巷、机巷和开切眼中沿煤层施工顺煤层钻孔，抽放煤层瓦斯，使煤层瓦斯含量降到8.0m3/t以下（或瓦斯压力降低0.74MPa以下），消除工作面突出危险。
这种方法的优点是既能保证煤巷掘进时的安全，又能减少岩石钻孔长度，提高了钻孔利用率，相应地减少打钻工程量，缩短瓦斯治理工程时间，为工作面的顺利接续赢得了时间。
因此，对“三软”不稳定特厚、具有突出危险的二1煤层来说，底板穿层钻孔大面积预抽瓦斯区域性消除煤体的突出危险性是必要的，它是工作面顺槽和切眼掘进的安全保障。
2.2底板穿层钻孔大面积预抽方案
底板穿层钻孔大面积预抽主要抽采的是工作面顺槽、切眼及顺槽两帮8m范围内的瓦斯，因此需要在煤层底板对应位置布置掩护巷道，掩护巷道布置和穿层钻孔布置参数如下：
2.2.1底板巷位置
工作面上风巷紧邻上区段采空区，从力学和瓦斯排放角度来说，一侧采空的煤体具有一个瓦斯排放带，带内瓦斯大量释放，风巷布置时可以留设小煤柱，直接在煤层中掘进，不需要布置相应的底板岩巷。
而机巷和切眼掘进需在工作面底板布置掩护巷道，掩护巷道的布置如图2所示。
底板抽放巷布置在距二1煤层20m左右的岩层中，底板巷道断面设计为9m2（3m×3m）。
底板巷距机巷的水平投影距离为25m，这个距离便于向机巷附近煤体和工作面中部煤体施工钻孔（若顺层孔不能施工至中部，需在底板巷增补钻孔）。
掩护开切眼的底板巷距开切眼的水平投影距离为15m，与上区段底板巷贯通，形成全负压通风系统后便可施工穿层钻孔。
图2工作面巷道与底板巷对应关系图
2.2.2钻场、钻孔参数设计
钻场、钻孔布置见图3、图4。
在底板瓦斯抽采巷内每隔25m布置一长度为3m的钻场，钻场断面为7.8m2（2.6m×3m）。
抽放
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