穿层钻孔水力压裂强化抽采瓦斯消突技术应用研究

高瓦斯突出煤层预抽瓦斯消突是突出矿井煤巷掘进前的主要技术措施.由于我国煤矿煤层透气性低,原始煤层预抽瓦斯效果差,抽放时间长.为提高低透气性高瓦斯突出煤层的抽采瓦斯消突效果,在潘三煤矿1271(3)运顺进行了底板穿层钻孔水力压裂强化抽采瓦斯消突试验.介绍了穿层钻孔水力压裂抽采钻孔的布孔设计、压裂工艺及压裂增透抽采瓦斯消突效果.结果表明,水力压裂技术有效扩大了钻孔抽采瓦斯半径,提高了抽采瓦斯消突效果,解决了高突煤层煤巷掘进的突出威胁,提高了煤巷掘进速度.     

基于瓦斯抽采钻孔的石门揭煤区域煤层地质精查方法

及时准确地探明石门揭煤区域煤层地质条件,对防治煤与瓦斯突出、保障煤矿安全生产具有重要意义。以石门揭煤区域煤层瓦斯抽采常规方案为模型,提出了利用瓦斯抽采钻孔探查目标煤层地质条件的基本原理和具体步骤:采用解析几何方法计算钻孔控制煤层底板(顶板)点三维坐标、煤层厚度和掘进工作面距煤层任意垂距时巷道掘进量,运用Matlab软件绘制煤层底板(顶板)等高线图、煤层等厚线图和石门揭煤三维地质模型,进而直观且定量地预测煤层产状、地质构造、煤层厚度等地质条件。阐述了基于瓦斯抽采钻孔的石门揭煤区域地质精查的基本流程:根据已知矿井地质资料对煤层地质条件做出预判,边探边掘,利用瓦斯抽采钻孔数据和Matlab绘图软件实现目标煤层地质条件的定量预测。实践证明该方法具有可行性和有效性。     

石门揭煤过程中煤与瓦斯延时突出及防治技术研究

在综述煤与瓦斯延时突出机理及其影响因素的基础上,详细地分析石门揭煤过程中煤与瓦斯延时突出时各种因素在延时突出中的作用,并从空间和时间的角度,对石门揭煤过程中巷道煤与瓦斯延时突出整个过程进行详细描述。根据掘进工作面附近暴露煤体的"三区"分布规律及其与延时突出的关系;提出先采用钻孔抽放石门突出煤层瓦斯等措施分阶段释放煤与瓦斯突出动力源;再用注液冻结技术增强揭开煤体的强度、增加集中应力区和卸压区的长度来防止被揭开煤体发生流变而导致延时突出的防突技术;以及在揭煤后采取迅速支护防止空顶和冒落等防治措施。研究成果为开发技术可行、经济合理的快速安全揭煤技术提供理论基础。     

突出煤层掘进防突技术研究

针对焦作矿区单一煤层开采特点,分析煤巷掘进突出和瓦斯涌出规律,探讨防突措施的适应性,研究出严重突出危险掘进工作面中高压注水综合措施,即在巷道两侧布置长钻孔抽放工作面前方及两侧煤体瓦斯,向掘进工作面前方应力集中带内打短钻孔进行中高压注水。边掘边抽钻孔提前抽放瓦斯,增大煤体透水性,有利于煤层注水和较高的压力水压裂破坏煤体,增加煤体透气性,提高瓦斯抽放效果。通过在严重突出矿井试验,3115m巷道未发生一次突出,巷道掘进速度平均提高一倍以上,有效解除了突出危险,大幅度提高了掘进速度。研究与实践证明,中高压注水综合防突措施具有广泛的适用性、有效性和安全性特征。     

强突松软近距离煤层群石门揭煤防突技术研究

为了研究强突松软近距离煤层群石门揭煤防突技术,安全、顺利地揭煤,基于海孜矿Ⅱ32主运石门地质条件和瓦斯赋存状况,对近距离煤层群9+8煤层实施密集预抽钻孔抽采瓦斯与低压水力冲孔卸压增透相结合的措施,防治煤与瓦斯突出。结果表明:低压水力冲孔冲煤率达到4.5%;冲孔后瓦斯抽采流量为未冲孔的10倍以上;整体瓦斯抽采率达到71.7%,比以前提高了约1.6倍,卸压增透效果明显。预抽钻孔抽采后,9煤、8煤的残余瓦斯压力,分别为0.3MPa、0.22MPa,残余瓦斯含量分别为5.23m3/t、5.13m3/t,防突效果显著,可安全、顺利地揭开9+8煤层。     

穿层钻孔煤巷条带水力压裂增透防突技术试验研究

针对突出煤层巷道掘进中瓦斯治理难题,打通一矿采用了穿层钻孔水力压裂增透防突技术。基于弹性理论和拉应力破坏准则,建立了穿层钻孔煤巷条带水力压裂起裂压力计算模型;在W2706S回风巷的底板瓦斯抽采巷中进行了压裂试验,考察了压裂前后瓦斯抽采效果。现场试验结果表明,压裂后掘进巷道瓦斯抽采量呈现先快速增加、后缓慢上升并保持稳定的变化规律;压裂后穿层钻孔单孔瓦斯抽采量、瓦斯抽采浓度分别是压裂前的1.24～5.61,1.4～2.27倍,W2706S回风巷平均每月的掘进速度增加了34.1%;掘进期间未出现超标现象,穿层钻孔煤巷条带水力压裂增透消突效果显著。     

急倾斜煤层石门揭煤突出机理数值模拟研究

与其他类型的突出相比,石门揭煤的突出危险性最为严重,对它的突出机理进行研究有助于提高防突工作水平。根据马家沟矿石门揭煤突出后遗留的孔洞形状,采用数值模拟软件对突出过程进行反演分析;再现了马家沟矿石门揭煤突出发生的地质条件及发展过程。结果显示,急倾斜煤层石门揭煤突出过程中,煤体自重应力的作用比较明显;突出发生后,地应力梯度和瓦斯压力梯度均下降,卸压区宽度增大。因此,对于急倾斜煤层石门揭煤,一方面,要采取瓦斯抽放等措施,降低工作面前方煤体的应力和瓦斯压力;另一方面,要采用金属骨架对其上方煤体进行支护,防止该煤体垮落诱导突出。     

高突矿井大采高工作面瓦斯抽采技术及实践

为解决大采高厚煤层工作面回采期间瓦斯超限难题,应用顶板走向长钻孔中位钻孔和下临近层底板定向长钻孔等瓦斯抽采措施,对回采面瓦斯进行了多源头治理。通过对顶板走向长钻孔的抽采效果考察,确定其垂直层位为40±5 m范围、水平层位为50±10 m范围为最佳瓦斯抽采区域;中位钻孔合理的垂直层位为20 m左右,水平层位为45~50 m范围抽采效果最佳;下临近层底板定向长钻孔是拦截下部5#煤和7#煤向上部采掘空间涌出瓦斯的有效手段,其最佳的水平层位为距巷道轮廓线20 m范围,垂直层位为钻孔布置在下临近层煤层中。通过对3种不同瓦斯治理措施的综合评价考察,确定顶板走向长钻孔是治理回采面最为有效的措施,其抽采量占工作面回采期间总抽采量的79.6%,中位钻孔抽采和下临近层底板定向长钻孔抽采是回采面回采期间的辅助性措施。措施使用后,工作面上隅角瓦斯浓度保持在0.4%~0.6%之间,有效保证了工作面的安全高效回采。     

基于面积法优化缓倾斜煤层揭煤钻孔布置方式

为解决缓倾斜煤层石门揭煤过程中钻孔施工工程量大、抽采周期长、抽采效果不佳等问题,在对比分析前人提出的钻孔优化理念基础上,提出面积法优化缓倾斜煤层揭煤钻孔布置方式,并利用层次分析法,分别从安全可靠性、施工工程量、钻孔均匀性、工程投资、建设工期等5个指标对3种方案进行考察,优选出最佳揭煤实施方案.同时,通过COMSOL软件...     

低透突出煤层深孔水力致裂增透与浅孔抽采联合消突技术应用

为提高低透突出煤层的瓦斯抽采效果,在薛湖煤矿2303风巷进行了深孔水力致裂与潜孔抽采联合消突技术的试验应用.首先结合现场实际情况,从注水压力、钻孔布置和现场施工等方面研究了施工技术工艺,然后从应力分布、瓦斯解吸速度、钻屑瓦斯解吸指标、瓦斯抽采浓度等方面考察了水力致裂增透效果和联合消突技术的消突效果.应用表明,深孔水力致裂增透与浅孔抽采联合消突技术,工作面前方支承压力、瓦斯解吸速度、钻屑瓦斯解吸指标均大幅降低,瓦斯抽采浓度明显提高,抽采效果明显,为同类矿井的防突工作提供了可借鉴的技术和经验.     

高头窑煤矿河流下浅埋煤层综放开采安全限采研究

导水裂隙带高度是水体下安全采煤的主要依据,本文通过数值计算、相似材料模拟、规程预测和工程类比等方法,对高头窑煤矿水多湖川和大哈他土沟河下浅埋煤层开采时导水裂隙带高度进行了预测研究,结果表明：几种方法预测结果有一定的误差,综合工程类比结果,高头窑煤矿水多湖川和大哈他土沟下采煤时裂采比定为15。由于高头窑煤矿2-3煤层上覆基岩段厚度较薄,根据三下开采规程,煤层开采需要进行安全限采控制,采高h≤H/19,以达到控制导水裂隙带高度的目的,实现河下采煤的安全开采。     

甲烷-煤尘复合体系中煤尘爆炸下限的实验研究

在3.2 L的燃烧管道中,采用小能量的高压点火装置,通过改变甲烷体积分数、煤尘种类与粒径,研究了甲烷-煤尘复合体系中煤尘爆炸下限的变化规律.研究结果表明,在本文实验条件下,甲烷-煤尘混合物中甲烷体积分数的增加能明显降低煤尘的爆炸下限.对于煤尘粒径小于42 μm煤样A,当甲烷体积分数从1.8%增加到2.2%时,煤尘的爆炸下限相应从30 g/m3下降到6.25 g/m3.煤尘的爆炸下限也随着煤尘中挥发分含量的增加而降低.煤尘粒径对其爆炸下限的影响较弱.实验结果与文献中高能量化学药头点火的测试结果进行比较表明,甲烷对煤尘爆炸下限的影响趋势并不随着点火源能量的改变而改变.     

混合煤样中软分层对煤与瓦斯突出的影响

在单一煤体吸附瓦斯的基础上,选用某煤矿硬煤和软煤,按照不同的厚度比进行分层混合,模拟煤层中软分层。运用Langmuir单分子层吸附理论,对混合煤样中软分层的吸附性质及其存在对煤与瓦斯突出的影响进行了研究。实验中利用自行研制的高压瓦斯吸附仪,对不同厚度比的混合煤样吸附瓦斯气体的等温吸附曲线、吸附常数a、b进行了实验分析,并得出了吸附量随压力的变化形态和吸附常数a、b随硬煤和软煤厚度比的变化形态。分析结果发现在软分层与其上覆硬煤层厚度近似相等时,发生突出的危险性最大,并通过理论分析说明了软分层的存在,煤层易发生煤与瓦斯突出的原因。可为煤与瓦斯突出机理的研究提供理论基础和思路。     

考虑煤体粒度的落煤瓦斯涌出预测模型研究*

为了探究不同煤体粒度对于工作面瓦斯涌出的影响规律,以王家岭煤矿为研究对象,通过现场测试分析采落煤与放落煤的粒度分布,采用数值模拟计算不同粒度煤体的瓦斯涌出特征;并推导采落煤和放落煤的瓦斯涌出预测模型,对模型进行现场应用。研究结果表明:王家岭煤矿采落煤粒度分布范围更广,存在较高比例的微小粒度和大粒度煤体;煤体粒度越小,则瓦斯涌出速度越快。采落煤和放落煤的综合涌出强度均可以用指数函数来描述,模型计算结果与现场实际数据误差在合理范围内。     

凯达煤矿采空区煤自燃极限参数分析*

为更加精准地判定采空区自燃危险区域,对煤自燃极限参数的计算方法进行改进,采用能量守恒微分方程的分析解计算煤自燃所需必要条件的极限值;以内蒙古凯达煤矿为例对该方法进行验证,根据浮煤的物性参数以及采空区环境条件,计算分析46205工作面回风侧采空区煤的自燃危险性;根据采空区漏风条件以及煤自燃所需要的氧浓度值,分析在遗煤较厚的条件下采空区可能发生的煤自燃危险性,划分不同遗煤条件下采空区自燃危险区域。结果表明:采空区实际遗煤厚度无法满足浮煤持续升温的要求,通过分析煤自燃极限参数可知,自然条件下浮煤在升温达到约30 ℃时其温度不再增加,因此不具有自燃危险性。     

Co-utilization of two coal mine residues: Non-catalytic deoxygenation of coal mine methane over coal gangue

The deoxygenation of coal mine methane (CMM) is a necessary process for concentrating methane by pressure-swing adsorption technology. Removal of oxygen in CMM by the reaction between oxygen and carbon in coal gangue is a novel solution for simultaneously utilizing two kinds of byproducts of coal mine, CMM and coal gangue. Process conditions for the deoxygenation of CMM were investigated systematically by using a fixed-bed reactor. The results show that higher temperature and lower gas flow rate not only decreased the residual oxygen concentration in the outlet gas but also increased the methane loss, and that the particle size of gangue did not influence deoxygenation within the experimental conditions used. Under optimal conditions (650 °C and 250 mL/min), there was no residual oxygen in the outlet gas and the methane concentration decreased by less than 0.5 mol%. XRD results show that coal gangue was activated during deoxygenation, and that activated gangue was suitable for utilization as a main component in cementitious materials.     

Classification technique for danger classes of coal and gas outburst in deep coal mines

In this investigation a new classification technique based on artificial neural network (ANN) and exponent evaluation method (EEM) has been developed to classify the danger classes of coal and gas outburst in deep mines. A weight computing model of mutual affecting factors is derived from backward algorithm of ANN (BA-ANN), which diminishes the influence of factitious factor, the environment factor and the time factor to the weight. The BA-ANN model is used for modeling the correlation between danger class and 12 affecting factors of coal and gas outburst and calculating weights of interconnection factors, which performs very well. In order to classify danger classes in a daily routine, the EEM with the well trained weights which are from BA-ANN, is performed in a deep mine. The case study shows that this new technique is useful to classify danger classes with quick and accurate computation. Moreover, the weight computing model of BA-ANN can be extended to other safety issue in different fields as well.     

我国非煤矿山安全标准与煤矿安全标准比对分析

对208项非煤矿山安全标准和151项煤矿安全标准的初步比对分析表明,我国非煤矿山安全标准平均制修订年限达9．3年,标准老化问题比较突出;煤矿安全标准制修订年限为3．5年,标准制修订比较及时;非煤矿山、煤矿安全标准中的推荐性标准比例分别为53．8％和42．4％;非煤矿山安全标准中强制性标准比例低于煤矿安全标准;非煤矿山安全标准中综合标准、产品标准、技术标准、管理标准比例分别为19．7％、16．4％、19．7％和26．9％,煤矿安全标准中相应标准的比例分别为6．6％、64．9％、62．9％和4．0％,煤矿安全标准的技术性标准、产品标准所占比例高,说明煤矿安全标准体系较非煤矿山安全标准体系完善。     

近距煤层无煤柱协调开采布局研究与应用*

为了解决老母矿近距煤层的开采难题,通过理论分析并利用FLAC 3D数值模拟软件进行模拟,分析出煤层前后推进150 m是最合理的步距,侧向采动支撑压力在15~50 m内存在影响。基于这些理论数据,确定回采巷道的合理位置,进而确定以内错距离范围为30~60 m的内错式布置方式布置巷道和无煤柱协调开采布局,并进行井下工程应用。最后把无煤柱协调开采布局与双巷掘进开采布局对比,得出无煤柱协调开采布局的先进性和优势,研究结果可为同类条件下的工程应用提供借鉴。     

选煤厂噪声防治

分析选煤生产过程中噪声对人体的危害性，根据噪声的特点，采取适当控制方法，取得明显效果。