顶板高位钻孔抽放瓦斯技术现场应用分析实施报告.docx
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顶板高位钻孔抽放瓦斯技术现场应用分析实施报告.docx
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顶板高位钻孔抽放瓦斯技术现场应用分析实施报告
顶板高位钻孔抽放瓦斯技术
现场应用分析报告
鹤煤公司三矿
二○○二年三月
顶板高位钻孔抽放瓦斯技术的现场
应用分析报告
课题组在三矿3006综放工作面进行了顶板高位裂隙钻孔瓦斯抽放课题试验。
试验情况如下:
1技术原理
煤层中的瓦斯以游离和吸附两种主要方式存在。
在一定的瓦斯压力下游离和吸附瓦斯保持动态平衡。
在非采动影响区在原始地应力作用下煤层瓦斯保持着原始瓦斯压力,吸附量约占85~90%。
煤壁前方煤层受采动影响煤体结构遭到破坏,煤层的透气性及瓦斯赋存方式将发生急剧变化。
煤层中原始裂隙扩,后生裂隙大量形成,导致煤层透气性成指数倍增加,煤层结构遭到破坏的同时煤层瓦斯压力开始下降,大量吸附瓦斯解吸成为游离瓦斯,吸附瓦斯解吸成为游离瓦斯后与原游离瓦斯混合,在煤体的保护下煤层部仍保持相对较高的瓦斯压力。
相同原因,随着采面向前推进采空区残余煤炭也源源不断地释放瓦斯。
此时若不进行高负压抽放,煤壁前方煤体及采空区释放的高浓度的瓦斯将流入采面,造成采面瓦斯超限。
2顶板采动变形对瓦斯流通渠道的影响
研究表明随着回采工作面的不断推进,采动压力场及其影响围在垂直方向形成三个带,即:
冒落带、裂隙带和弯曲下沉带;在水平方向形成三个区,即:
煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。
“三带”、“三区”的煤岩层变形破坏各有其特殊规律。
煤层上方的岩层一般在回采工作面煤壁前方30~40m处已开始变形。
其特点是水平移动较为剧烈,但垂直移动甚微。
当工作面推过此区域,才引起垂直位移急剧增加,但各层位位移速度不尽相同,其特点是越向上越缓慢,此时将在某层位出现层间离层。
当已断裂的岩层重新受到已冒落矸石支撑时,邻近煤层的岩层运动速度要缓于其上覆岩层,各岩层又进入互相压合的过程。
煤层上方的岩层采动变形为瓦斯流动提供了形式各异的渠道。
在煤壁前方30~40m处已开始的变形因水平移动较为剧烈,使原始垂直裂隙开,并增加了新的垂直裂隙,提供了垂直瓦斯流动通道。
在离层区在某层位出现层间离层为瓦斯水平流动提供了通道。
重新压实区岩石的破碎造成了透气性大幅度增加。
3裂隙带抽放高浓度瓦斯的可行性分析
采动对煤层瓦斯解吸运移的控制及对顶板瓦斯流通渠道的影响为裂隙带抽放高浓度瓦斯创造了条件。
如果在裂隙带布置抽放孔,在煤壁支撑影响区,煤层解吸变成的游离瓦斯在较高瓦斯压力作用下将沿着垂直裂隙连续汇集到抽放孔。
此区因没有空气混入,瓦斯浓度很高。
在冒落带与重新压实区因与采面空气连通,基本为常压,但存在着瓦斯流入采场风流的压势;此空间空气流速极低,使采空区残煤释放的瓦斯形成瓦斯积聚层[1]。
这种瓦斯积聚层始于采空区残煤,止于裂隙带上部,为抽放高浓度瓦斯提供了可能。
离层区出现的层间离层及水平方向岩石间的相互挤压铰合,成为瓦斯流入高位孔的通道,同时一定程度上具有阻止采空区低浓度瓦斯流入的作用。
4高位钻孔的主要参数
4.1顶板裂隙带位置:
根据矿区顶板类型采用下式估算:
∑h=M/(KP-1)
式中∑h----顶板岩石垮落厚度,m
M----采面采高,m
KP-----岩石碎胀系数
估算后确定顶板裂隙带位置距煤层15~30m,即为高位钻孔终孔位置。
4.2高位抽放钻场与钻孔参数
本次试验共进行了两个钻场七个钻孔。
为满足课题技术指标的要求:
抽放浓度20~25%、抽放混量20m3/min,一钻场设计四个高位钻孔,孔径Φ89mm;根据MK150钻机的性能,设计钻孔深度90~100m;为探索高位钻孔最佳水平位置,根据三矿顶板岩石可能产生的冒落拱位置及形状,设计高位钻孔终孔位置与上顺槽间距10~30m,孔间距6~7m;为保证钻孔的有效利用长度,需开口于顶板岩石中,与煤层间距3~4m。
二钻场设计根据一钻场的试验结果,对钻孔参数进行了优化,施工了三个钻孔。
各项钻孔优化参数见表一:
表一三矿3006综放工作面高位抽放钻场与钻孔参数
孔径/m
终孔水平间距/m
孔斜长
/m
孔水平长/m
终孔与煤层间距/m
终孔与上顺间距/m
封孔长度/m
煤层倾角
/°
89
4~5
80~93
75~87
23~30
20~30
5
15
5高位抽放所需设备材料:
见表二。
表二:
三矿3006综放工作面高位抽放所需主要设备材料
抽放泵
主管路
孔板流量计
U型管
空盒气压计
钻机
钻杆
钻头
SK-42A
Φ150
Φ150
Φ100
mmHg
MK150
Φ50
89~130
2台
800m
2个
8个
2个
2个
1台
150m
若干
6高位抽放试验效果考察
为考察高位抽放试验效果,进行了为期120天的连续观测,结果见表三:
表三:
三矿3006综放工作面高位抽放试验效果考察
钻场号
考察时间
采面进尺
混合量/m3
最大纯量
平均浓度/m3
抽放率/%
Ⅰ
02.5.13~7.11
72m
130万
7.6m3/min
25.28
19.4
Ⅱ
02.7.17~9.17
58m
150万
7.61m3/min
25.11
19.9
7高位钻孔抽放试验效果
采用高位钻孔抽放瓦斯后抽放试验期间基本杜绝了瓦斯超限和聚积现象,对防止上隅角瓦斯超限效果尤其明显。
若维持原生产能力,可减少采面供风量400m3/min,改善了采面作业环境,同时在一定程度上也有利于防治采空区煤炭自燃发火。
采面通风生产能力大幅度提高,工作面产量由抽放前的1003t/d提高到1406t/d,月增产10861t。
该课题研究成功后,根据鹤煤公司瓦斯地质条件,通过对部分参数进行优化:
钻场底板距煤层顶板的法线距离不得小于10m;钻场高度不得低于2.2m;在无构造带及煤层产状稳定地段,钻场间距一般不小于100m;终孔位置距上顺槽的水平距离20--35m,并根据煤层倾角适当调整,全层放顶煤工作面高位孔终孔位置与煤层顶板的垂直距离不得小于20m;所有钻孔应按煤层倾向弧状分布,封孔长度不小于5m,采用聚胺酯与水泥砂浆联合封孔,保证封孔严密。
经过在其它各矿回采工作面的应用,效果很好。
8经济效益
三矿3006综放工作面进行了顶板高位裂隙钻孔瓦斯抽放课题试验,使采面通风生产能力大幅度提高,工作面产量由抽放前的1003t/d提高到1406t/d,月增产12090t,吨煤按200元计,月增产值240余万元,月增直接经济效益67万元,回采36个月,合计直接经济效益2412万元。
回采工作面抽放消突试验现场
应用分析报告
鹤煤公司十矿
二○○三年十二月
回采工作面抽放消突试验现场应用分析报告
课题组在十矿的1113回采工作面进行了区域消突试验,具体情况如下:
11113工作面概况
1113工作面位于11采区南翼下部,南以中间回风上山煤柱为界,北以汤阴暗渠保护煤柱为界;上部以-510煤层底板等高线为界;下部以-575煤层底板等高线为界,周边均未开采。
工作面倾斜长度110m,平均走向长度240m,煤层平均厚度7.45m,倾角29°~40°,平均36°,工作面可采储量22万吨,煤层的瓦斯含量为13.96m3/t。
根据工作面回采期间地质情况,该面没有大的断层等构造,但从揭露的情况看,工作面上部有一斜交的顶板鼓包,工作面中部有一落差1.5m左右的断层。
工作面伪顶为黑色碳质泥岩,质软,厚0.2m。
直接顶为砂质泥岩,深灰色,富含植物化石,厚0-19.71m,平均5.69m。
老顶为中粒砂岩,灰色,厚2.44~10.48m,平均6.97m。
老底为碳质浅灰色中细粒砂岩,石英为主,长石次之,钙质胶结。
工作面煤层的瓦斯含量为13.96m3/t,煤尘具有爆炸危险,爆炸性指数为16.06%,煤层属不易自燃煤层。
1113工作面有威胁的含水层主要有二1煤层顶板砂岩含水层(S10)及底板砂岩含水层,顶、底板砂岩含水层主要通过岩石裂隙、采空区冒落区及断层导水带对回采工作面进行充水,二1煤层下部群八层灰岩含水层(C3L8),主要通过断层导水带进行充水,目前八灰水正在疏放,对工作面不会有大的影响。
21113瓦斯抽放情况
预抽瓦斯的实质是通过向突出煤层打大量的钻孔,进行较长时间的预抽煤层瓦斯,降低其瓦斯压力和含量,并由此引起煤层的收缩变形、应力下降、透气性增加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。
要达到消除突出危险的目的,就必须达到一定的预抽量,使煤层瓦斯压力和含量降到突出临界值以下。
1113工作面抽放工作分为两个阶段,第一阶段,矿自行设计,先后在上、下顺槽,顶板抽放巷、顶板切割布置扇型钻孔,钻孔直接布置在巷道,不另掘钻场,每3~4个孔为一组,间距5米,共布置钻孔283个,孔深30~50米,钻孔总进尺10170米。
由于第一阶段所布钻孔不能完全控制整个工作面,还留有空白带,为彻底消除突出威胁、解放突出煤层,同时为矿区突出煤层放顶煤开采探索新路子,对1113工作面开始第二阶段的布孔抽放。
第二阶段抽放将工作面分为9个抽放区域,分别在顶板切割、上顺槽、下顺槽、顶板抽放巷补打平行及穿层抽放钻孔451个,孔深设计70米,总进尺16770米。
钻孔采用聚胺脂材料封孔,外段用水泥沙浆充填,封孔长度不小于5米,封孔后,接入移动抽放泵站进行抽放,在管路上设置孔板流量计对抽放参数进行定期测定。
1113工作面累计布置钻孔27840米,吨煤钻孔率达到0.126,根据10月份实测结果,工作面抽放负压220mmHg,瓦斯浓度18%,抽放瓦斯纯量为2.8m3/min。
3抽出率计算
1113工作面走向长度为240米,倾斜长度110米,煤层平均厚度7.45米,瓦斯含量13.96m3/t,煤的容重为1.38t/m3,据测验,工作面切眼、上顺槽和下顺槽的瓦斯预排宽度各取15米,则该区域煤层的瓦斯储量为:
Q储=[(240-15)*(110-15*2)*7.45*1.38*13.9
=2583409m3
根据工作面测定的实际瓦斯流量及课题组计算结果,截止到2003年10月20日,两个阶段工作面共抽出瓦斯量为827006立方米,则该区域煤层瓦斯预抽率为:
η=Q抽/Q储=100%*827006/2583409=32.01%
通过对工作面的抽放,瓦斯含量有了明显的降低,2003年10月28日对1113工作面瓦斯含量进行测定,钻孔深为10米时,该工作面吨煤瓦斯含量为8.09m3/t,符合《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出细则》的要求,且经过煤炭科学研究总院分院专家的鉴定,达到了区域性突出的目的。
4预抽效果复验
根据《煤矿安全规程》第190条要求,采用煤层瓦斯预抽率作为有效性指标的突出煤层,在进行采掘作业时,必须采用工作面预测方法,对预抽效果进行复验。
预测参数采用瓦斯涌出初速度q值和钻屑瓦斯解析指标Δh2,临界指标为q=4.0L/min,Δh2=30mmH20,工作面共生产9个月,预测复验159次,平均每月17.6次,参数无超标现象(见10月份1113工作面效检参数情况表)。
10月份1113工作面效检参数情况表
日期
Q(L/min)
Δh(mmH2O)
备注
3
3.0
20
工作面效检时,打7个效检孔,深3.5米,取每次效检的最大值。
5
3.3
22
6
3.8
28
7
3.8
28
10
3.8
26
11
3.8
28
13
3.8
28
14
3.8
26
16
3.6
26
21
3.6
28
22
3.6
28
25
3.6
26
26
3.6
26
27
3.6
26
28
3.6
26
29
3.6
26
5回采期间采取的措施
(1)调整通风系统,对工作面合理配风:
经过通风系统的调整,工作面配风量在投产时达到815m3/min,保证了工作面生产需要,同时加强了通风设施管理及日常维护,确保通风系统稳定可靠,以保证工作面有足够的有效风量,实现安全生产。
(2)由通防科负责,对工作面进行通风能力核定,矿安排生产计划时,严格执行“以风定产”方针,施工单位必须按核定能力组织生产,严禁超通风能力生产。
(3)在采取本煤层抽放的同时,实行上隅角埋管抽放、顶板裂隙抽放等综合抽放方式,从根本上治理工作面瓦斯。
煤壁高压注水掘进防突措施现场
应用分析报告
鹤煤公司十矿
二○○四年十月
煤壁高压注水掘进防突措施现场应用分析报告
课题组在十矿1107工作面进行了煤壁高压注水掘进防突措施试验。
具体情况如下:
1高压注水掘进防突措施机理
一般情况下,掘进工作面前方煤体存在三个应力带,即卸压带、集中应力带、原始应力带。
卸压带紧靠工作面,其围为0~4m,煤体受单向应力即垂直应力作用,该带的煤体强度低、变形量大,煤体充分卸压,瓦斯得到解吸、释放,消除了突出危险性。
集中应力带位于卸压带和原始应力带之间,一般位于煤壁前方4~9m位置,它处于两相应力状态,即受到上覆岩层引起的垂直应力和由它产生的侧向(倾向或走向)水平应力,为采场支承应力,具有切向应力性质,在这种条件下,煤体强度小于三相应力(原始应力)状态下的强度,容易突然破坏,释放大量瓦斯,若措施不当,当掘进工作面靠近集中应力带时,易造成煤与瓦斯突出。
高压注水系统由煤层注水泵、水箱、6分高压管、注液枪和ZFS水力自动封孔注水器等组成。
注水钻孔采用普通煤电钻施工,孔径φ42mm,高压注水泵选择具有足够压力和流量的煤体高压注水泵或乳化液泵。
钻孔封孔使用煤业集团公司科研所研制生产的ZFS型水力自动封孔器,注液枪采用单体支柱所使用的同型号注液枪,为便于操作和控制,注水系统中安设有压力表、水表和卸压阀门等附件。
21107工作面概况
1107工作面位于11采区中部,属突出威胁区,上、下顺槽及切眼全部沿煤层底板布置,其中上顺槽标高-330米,下顺槽标高-380~390米,平均厚度7.09米,倾角31.5°—45°,平均35°。
试验前,突出区煤巷掘进工作面均按《防突细则》要求,采取打超前排放孔防突措施,该措施环节多、执行时间长(打30个释放孔平均需要1个小班),掘进速度慢、巷道单价高,单进仅为40米/月,严重制约了煤巷掘进速度,影响了矿井生产接替和经济效益。
3水力挤出技术参数
3.1钻孔布置
水力挤出钻孔孔径Φ42,孔深8米,孔数3个,呈正三角或倒三角布置,其中1#、2#孔终孔位置分别控制巷道两帮轮廓线2米,3#孔布置在巷道中间,距顶1.5~1.8米。
3.2注水压力
根据其它矿区经验,注水压力暂选为8~10Mpa,在试验过程中,根据试验地点具体情况,逐渐研究确定注水压力实际为10~12Mpa。
3.3封孔深度
封孔深度一般为2~4米,封孔段长度为1米,采用专用自动封孔器封孔。
3.4注水顺序及时间
可以三个孔同时注水,也可以单孔循环注水,当注水泵出水水压比原定水压低30%以上时,该孔注水即可结束,注水期间,人员全部撤离掘进工作面,在新鲜风流中进行操作。
水力挤出只需1~2个小时,可以大幅度节省措施执行时间,增加煤巷掘进速度。
4安全防护措施
进行煤层高压注水试验期间,必须按《防治煤与瓦斯突出细则》要求,采取安全防护措施。
除此以外,进行高压注水期间,还必须执行以下安全措施:
(1)高压注水泵的操作地点应在距掘进工作面不少于50m的专用峒室,操作峒室设有压风自救系统,并加强支护。
(2)高压注水泵应完好,注水期间应设有专人操作。
高压管路上,应当装设高压表、流量表和卸压三通阀,调整该阀,可保证压力平缓上升和下降。
卸压三通阀应设置在注水泵附近。
当高压管路处于承压状态时,禁止连接、拆卸和修理高压管件。
开泵前,应检查注水系统的密封性,当高压管路的密封性遭到破坏时,禁止使用高压管路。
(3)注水期间,掘进工作面正前所有人员必须撤离到注水泵操作地点以外,严禁人员进入掘进工作面。
(4)向煤层注水时,在前3~5分钟必须缓慢增高水的压力直至最大值。
(5)注水时,由当班施工小组组长负责观察并记录注水系统压力表及流量表的变化,当压力出现明显下降且流量急剧增加时,注水可以结束。
(6)注水结束,工作人员进入掘进工作面,严禁正对注水器行走。
(7)注水器使用前后,应由专人负责管理维护,发现问题及时解决,保证注水器处于完好状态。
5突出参数效果检验
效果检验方法与预测方法相同,效果检验孔应布置在软分层中,以便检验措施的薄弱地带,效果检验在当班注水结束半个小时后进行。
实施水力挤出措施后,效果检验参数超限次数明显减少,没有发生一次煤与瓦斯突出事故。
6注水消突效果
6.1提高煤巷掘进速度
十矿为煤与瓦斯突矿井,由于防突技术落后,导致煤巷掘进单进较低,平均月进尺只有43.4米。
采用高压注水防突技术,实际最高月进尺达到90米以上,平均月进尺78.7米,掘进速度比原来提高81.5%。
切眼掘进创出突出危险区上山掘进月进尺71米的最高记录,大大提高了掘进速度,有力的保障了矿井生产接替。
6.2改善工作环境
突出煤层煤巷掘进施工过程中,放炮落煤,打排放孔等防突措施等都产生了大量的粉尘,高浓度,高分散度的粉尘,严重影响着矿工的身体健康,采取水力挤出综合防突措施后,高压水流对煤体裂隙间原煤粉尘进行冲刷,使煤体塑性增强,脆性降低,被破碎为尘粒可能性减少,使得巷道粉尘量大大降低,防尘、降尘效果显著,劳动环境得到了明显的改观。
7经济效益
水力挤出快速消突技术实施后,1107工作面提前3个月投产,增加产值1200余万元(按2万吨/月,吨煤售价200元计),直接经济效益335.28万元(按吨煤盈利55.88元计)。
边掘边抽防突措施现场应用分析报告
鹤煤公司六矿
二○○三年七月
边掘边抽防突措施现场应用分析报告
课题组在六矿2141工作面进行了边掘边抽掘进防突措施试验。
具体情况如下:
12141工作面概况
2141工作面南部切眼距离6F5断层10—15m,上部为6F4断层,下部为未开采的采空区,北部停采线距北七皮带下山约为45m。
工作面设计走向长度850m,倾斜长145m,回采储量139.7万吨。
计划单产3万吨/月。
煤层赋存比较稳定,工作面基本沿煤层走向布置,煤层厚度为7.83~9.86m,平均厚度8.46m,煤层倾角22°~30°,均倾角25°,煤层属于碳化程度较高的烟煤,煤的牌号为瘦煤,莫氏硬度为3,煤层节里裂隙发育,开采区段有比较严重的煤与瓦斯突出危险。
2抽放钻场及钻孔的施工
(1)在巷道两帮错口开掘钻场,钻场支架规格为2.6*2.6m,深度为4~5m。
(2)钻场抽放钻孔数为6个,孔径75m,抽放孔距帮不小于2m。
(3)钻场抽放孔的方向平行巷道掘进方向,保留5m的抽放超前距离。
(4)当钻场每个钻孔都连入抽放系统后,用木板墙将钻场封闭。
钻场钻孔带抽后,每个钻场都必须安装孔板场的流量、瓦斯浓度、负压等参数。
每圆班观测一次钻场的流量、瓦斯浓度、负压等参数。
(5)带抽初始瓦斯浓度高于20%时,浓度降低一半后,方可确认为抽放结束;带抽初始浓度低于20%时,必须待瓦斯浓度降低至10%以下时,方可认为抽放结束。
3防突效果考察
⑴通过抽放,减少煤壁向巷道放散瓦斯,从而得到降低掘进回风流中的瓦斯浓度目的,炮后瓦斯很少有超限情况。
⑵采取边掘边抽和排放孔相结合的防突措施,使煤体瓦斯得到充分的卸压和释放,集中应力带前移,消除掘进突出危险。
⑶通过抽放,△h2明显减少,现场响煤炮次数减少,响煤炮强度降低。
⑷突出区单进提高,2141过去月进尺仅为20m左右。
采取边掘边抽加排放钻孔综合措施后,1.5个圆班组一年总进尺589.25m,月单进提高到40~45m。
⑸为了验证边掘边抽与排放钻孔相结合的防突措施对掘进工作面回风流瓦斯浓度和绝对涌出量和影响程度,我们对2141掘进工作面掘进期间采取该项措施后回风流浓度进行了观测,观测结果表明:
在抽放钻孔控制围掘进回风流瓦斯浓度一般为0.3~0.5%,绝对瓦斯涌出量在0.9~1.5m3/min之间。
而在采取该项措施之前,回风流的瓦斯浓度高达0.8%,绝对瓦斯涌出量在3.0m3/min左右。
⑹钻孔抽放量变化:
在巷道未掘之前,抽放钻孔的瓦斯流量呈衰减趋势,当巷道掘至抽放钻孔的封孔深度后,抽放孔的流量均出现明显上升。
当巷道掘进到与掘进面对应的钻孔深度为6~15m位置时,各孔的抽放量达到最大值,然后又逐步衰减,但均能保持比较稳定的抽放量。
这个情况说明,随着巷道向前推进,巷帮的卸压围逐渐向煤体推移,抽放流量得到提高,起到了截留巷帮煤体瓦斯及预抽掘进工作面前煤体瓦斯的作用,再配合掘进工作面排放瓦斯钻孔,可使掘进面前方及两帮煤体得到比较充分的卸压,防止突出发生。
采用边掘边抽与超前排放钻孔相结合的措施后,掘进工作面回风流瓦斯绝对涌出量平均降低67.4%,采用“三参数”指标法进行措施效果检验,检验指标超限率由单一措施的46.8%下降到25.9%,并且未发生过低于临界值指标发生煤与瓦斯突出现象,提高了巷道掘进速度。
4经济效益
边掘边抽防突措施加快掘进速度,使2141工作面提前4个月投产,吨煤按200元计,增加产值1600余万元(2万吨/月),直接经济效益447万元(按吨煤盈利55.88元计)。
深孔卸压槽防突措施现场
应用分析报告
鹤煤公司八矿
二○○四年五月
深孔卸压槽防突措施的现场
应用分析报告
课题组在八矿3002掘进工作面工作面进行了深孔卸压槽防突措施的课题试验。
试验情况如下:
1深孔卸压槽措施防突机理
深孔卸压槽即密集平行钻孔,就是在煤巷工作面中部适当高度,沿工作面推进方向,密集地打若干排同等直径(φ42mm、75mm~φ90mm)排放瓦斯钻孔,钻孔深度穿过工作面前方集中应力带。
密集平行钻孔打成后,孔与孔和排与排之间的小煤柱被压碎,失去支撑作用,相当于将工作面前方煤体横向拦腰切割一道槽(卸压槽),卸压槽上方和下方煤体失去联系,上下受压产生弯曲变形。
煤体属脆性材料,抵抗弯曲应力(拉应力)强度很低,一般是单轴抗压强度的1/7~1/15,因此,很容易受弯曲破坏,从而,槽上下方煤体得到卸压,煤体卸压裂隙增多并连通,煤体积聚的弹性能得到释放,同时,煤体吸附瓦斯和游离瓦斯得到解吸和放散。
钻孔打成后,通过静压水管向孔冲入一定量的静压水,孔周围煤体吸收水份后,发生崩解,强度迅速下降。
一方面有利于煤体卸压,另一方面还能改变煤的力学性质,增加煤的塑性。
深孔卸槽使煤体卸压,瓦斯放散,加上由于3002岩中巷向煤巷前方煤体打抽放瓦斯钻孔,将巷道前方或巷道形成的卸压带煤层瓦斯部分抽排,效果更好。
如此,掘进工作面前方煤体得到卸压,弹性潜能得到释放,同时,经抽排瓦斯和钻孔注水,煤体瓦斯含量降低、瓦斯压力下降,突出危险性消除,为提高煤巷掘进速度提供保障。
深孔卸压槽实质上也是打超前排放瓦斯钻孔,不同之处在于,深孔卸压槽是将超前排放钻孔的孔间距和排间距缩小到200mm,才能形成“槽”。
打钻过程中,当钻进到一定深度时,都会产生不同程度的响煤炮、喷孔以及瓦斯短时间超限等瓦斯动力现象,其区别在于,施工卸压槽钻孔时,煤体卸压快,煤体变形、破裂较为严重,煤体中吸附瓦斯能迅速解吸,释放,有效消除工作面前方煤体突出危险性。
深孔卸压槽防突措施试验在八矿3002工作面掘进中进行。
2钻孔布置
钻孔尽量布置在软分层,控制到巷道轮廓线以外2~4m,钻孔深度保证循环掘进终止位置前方留有不少于5m的措施超前距。
为保证安全,防止发生突出,所打钻孔均必须穿过掘进工作面前
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