（安全技术及工程专业论文）底抽巷上向穿层钻孔抽放远程卸压瓦斯技术研究.pdf

安徽理工大学硕士论文 a b s t r a c t t h i s p a p e rm a i n l yr e s e a r c h e so nt h et e c l l i l i q u eo fd r a i n i n gl o n g d i s t a n c ep r e s s u r er e l i e fg a si nb e dp l a t et u 皿e lu n d e rt l l ec i r c u m s t a n c eo f m i n i n gp r o t e c t i v ec o a ls e a m b a s e do nt 1 1 et l l e o r yo fg a sn o wa n ds t o r a g e i nc o a is e a m sa n dm et 1 e o r yo fg a sd r a i n i n gi nc o n t i g u o u sc o a js e a m s ，i t a n a l y z e st h er e s o u r c ea 芏1 df b n n a t i o no fg a sa n dp r e d i c t st h e 啪o u n to f p o 眦i n gg a si n t h ew o r k i n gf a c eo fn e t h e rp r o t e c t i v ec o a l s e 锄b y e m p i o y i n gt h em e m o do f m a r k i n gs o u r c e ，t h e na s c e n a i ni nt h e o r yt h er i g h t l o c a t i o no fi nb e dp l a t et u i l l l e la l o n gp r o t e c t e dc o a ls e a m s c o m b i n gt h e d a t am e a s u r e di nn o ，3c o a lm i n eo fp a n j io fh u a i n a nm i n i n gi n d u s 咄 s i m u l a t i n gb yt h ef l u e n ts o r w a r em ef e g u l a r i t yo f t l e c h a l l g eo ft h e p r e s s u r e 肌dn o w i n gs p e e do fg a s ，t h i sp a p e ra s c e n a i nt 1 1 ed i s t r i b m i o na n d t h er i g h tt i m ea n ds p a c ep a r a m e t e ro fb o r e st 王1 r o u 曲c o a la n dr o c ks e a m si n b e dp l a t et u n n e l t h er e s e a r c hs h o w st h a tl o n gd i s t a l l c er e l i e fg a sd o e sn o ts w a n l li m o t h ew o r k i n gf a c ei np r o t e c t i v ec o a ls e a m ，b u tt l l ep e r m e a b i l i t yo fp r o t e c t e d c o a ls e a mi n c r e a s e st h o u s a i l d so ft i m e sb e c a u s eo fm i n i n gl o n gd i s t a n c e n e t h e rp r o t e c t i v ec o a ls e a m b yi n t r o d u c i n gt h et e c h n i q u eo fb o r e st 1 1 r o u g h c o a la 1 1 dr o c ks e a m si nb e dp l a t et u l l l l e l ，a m o u n t so f p r e s s u r er e l i e fg a sc a n b ei e to u t 肌dt h u st h ea m o u mo fg a sp o u r i n gf r o ma b o v ec o n t i g u o u sc o a l s e a m st om i n i n gc o a ls e a mc a nb er e d u c e d t h er e d u c t i o no fg a sa m o u m a l l dm ee l i m i n a t i o no ft 1 1 ed a n g e ro fc o a la i l dg a so u t b u r s ti np m c t e c t e d c o a is e a ma r eo fg r e a ts 蟾n i f i c a n c et om es a 诧p r o d u c t i o ni n 血ew o r k i n g f a c eo fp r o t e c t i v ec o a ls e a ma i l d p r o t e c t e d c o a l s e 锄，w o r t h y o f i m p l e m e n t a t i o n f i g u r e 4 2 】t a b l e 15 】r e f e r e n c e 37 】 k e y w o r d s ：l o n g d i s t a n c e n e t h e r p r o t e c t i v e c o a ls e a m ；b e d p l a t e t u r u l e l ；p r e s s u r e r e l i e fg a s ；b o r e st h m u g hr o c ka n dc o a ls e a m ；n u m e r i c s i m u l a t i o n ；g a sd r a i n a g e c h i n e s eb o o k sc a t a l o g ：t d 712 6 2 2 i i 独创性声明 本人声明所呈交的学位论文是本人在导师指导下进行的研究工 作及取得的研究成果。据我所知，除了文中特别加以标注和致谢的 地方以外，论文中不包含其他人已经发表或撰写过的研究成果，也 不包含为获得塞徽望三太堂或其他教育机构的学位或证书 而使用过的材料。与我一同工作的同志对本研究所做的任何贡献均 已在论文中作了明确的说明并表示谢意。 学位论文作者签名：涉有蒲 签字日期洲( 年占助日 学位论文版权使用授权书 本学位论文作者完全了解塞煎堡王太堂有保留、使用学 位论文的规定，即：研究生在校攻读学位期间论文工作的知识产权 单位属于安徽理工大学。学校有权保留并向国家有关部门或机构送 交论文的复印件和磁盘，允许论文被查阅和借阅。本人授权塞 煎翌王太堂可以将学位论文的全部或部分内容编入有关数据库 进行检索，可以采用影印、缩印或扫描等复制手段保存、汇编学位 论文。( 保密的学位论文在解密后适用本授权书) 。同时本人保证， 毕业后结合学位论文研究课题再撰写的文章一律注明作者单位为安 徽理工大学。 学位论文作者签名：渺蘅瘸 导师签名戴、广凇 签字日期：妒g 年占月矿日 签字日期：别0 年善月a 日 引言 引言 采前预抽煤层瓦斯是治理瓦斯灾害的治本措施，而预抽煤层瓦斯的关键在于 煤层透气性系数是否能大幅度的提高。淮南矿区主采煤层都是高瓦斯煤层，按常 规采用下行开采，首先开采c 。厚煤层， 且具有煤与瓦斯突出危险性，媒层松软， 其采、掘工作面不仅瓦斯涌出量大，而 原始透气性低，预抽瓦斯非常困难，依 靠通风不能解决瓦斯超限问题，采用局部防突措施难以保证矿井安全生产，且严 重制约了采掘速度：而在c 。厚煤层下方平均垂距7 0 m 左右的b 儿。煤层赋存稳定， 倾角小，平均厚度为2 m 左右，属远距离下保护层开采范围，且不具煤与瓦斯突出 危险性，具备了开采保护层的条件。因此，通过优先开采b 。煤层作为c 。煤层 的保护层，致使c + 。煤层卸压，而在b ，。煤层与c 。，煤层间局部存在b + 。、c 。煤层， 开采b 。煤层瓦斯涌出大，为了保证b ：开采工作面的安全生产和消除c 。被保 护煤层的突出危险性，采用被保护煤层底抽巷穿层钻孔抽放c 。煤层的卸压瓦斯， 使c 。一。被保护煤层的采掘工作基本从突出和瓦斯严重超限的困境中解放出来。本 文针对底抽巷穿层钻孔抽放远程卸压瓦斯技术进行了较为深入的研究，得出了底 板抽放巷的合理位置、穿层钻孔布置参数，并考察了底抽巷抽放远程卸压瓦斯的 效果。 安徽理工大学硕士论文 1绪论 1 。1 研究目的及意义 我国煤炭资源丰富，分布地域广阔，煤炭产量居世界首位。煤炭是我国国民 经济和社会发展的基础。煤炭在我国一次能源生产和消费结构中始终占7 0 左右。 预测到2 0 1 0 年煤炭占6 0 左右，2 0 5 0 年将占5 0 以上，因此，煤炭在相当长的 时期内仍将是我国的主要能源“1 。2 0 0 0 年全国煤炭总量为9 9 亿吨，2 0 0 1 年1 l 亿吨，2 0 0 2 年煤炭产量尽管达到了1 3 9 亿吨，仍不能满足需求。当前，快速增长 的经济对煤炭工业的发展提出了更高的要求”1 。为此，必须确保煤炭工业持续、 稳定、健康地发展。我国煤矿主要是井下开采，生产环境条件复杂，与其他行业 相比，煤矿安全尤为重要。保证煤矿职工的生命安全和国家财产是煤炭工业可持 续发展的前提，煤矿安全生产形势的好坏直接关系到我国国民经济的能源供给问 题。 我国所有煤矿均为瓦斯矿井。在1 0 0 个国有重点煤炭生产企业的6 0 9 处矿井 中，高瓦斯矿井占2 6 8 ，煤与瓦斯突出矿井占1 7 6 ，低瓦斯矿井占5 5 6 。国 有地方煤矿和乡镇煤矿中，高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井占1 5 左右。部分局矿的 情况更为严重，如淮南矿业集团公司所属1 1 对矿井均为突出矿井，平顶山煤业集 团公司所属的1 3 对矿井也全部为高瓦斯或突出矿井，在2 0 9 5 个地方国有矿井中， 其中高瓦斯矿井和具有突出危险性矿井达1 3 9 5 个，占全国煤矿总数的5 1 5 ，见 表1 。 表l 瓦斯矿井数与比例 1 a b lt h en u m b e ra n dp r o p 。n j o no f g a sm i n e 随着煤矿开采规模的不断扩大，开采深度的增加，煤矿安全生产问题变得越 绪论 来越突出，成为制约矿井高产高效的主要因素，尤其是在开采低透气性高瓦斯有 突出危险煤层中，煤与瓦斯突出是严重威胁煤矿安全生产的自然灾害之一，如何安 全、经济、有效地防治煤( 岩) 瓦斯突出，前人为此进行了大量的研究。1 ，提出了 许多有效的防治措施，对减少和预防煤与瓦斯突出做出了卓有成效的贡献。保护 层开采的目的是对被保护层卸压，释放被保护层的弹性潜能，增大煤层的透气性， 有利于煤层气的运移和解吸，降低被保护层的瓦斯含量及内能“1 。目前，公认为 开采不具有双突危险性的保护层是有效减少或消除被保护层煤与瓦斯突出危险性 的安全有效措施，在煤矿安全规程中明确规定：“在开采具有煤与瓦斯突出煤 层群时，必须首先开采保护层，开采保护层后，在被保护层中受到保护的区域按 无煤与瓦斯突出危险性煤层开采，在未受到保护的区域应该采取防治突出措施”。 采前预抽瓦斯是治理瓦斯灾害的治本措施，而预抽瓦斯的关键在于煤层透气 性能否大幅度地提高。淮南矿区主采煤层都是高瓦斯煤层，按常规采用下行开采， 首采c 。一厚煤层，其采、掘工作面不仅瓦斯涌出量大，而且具有突出危险，c + 。 煤层所发生的突出次数接近矿区突出煤层总突出次数的5 0 9 6 ，媒质松软，原始透 气性低，预抽瓦斯非常困难，依靠通风解决瓦斯超限问题已不现实，采用局部性 防治突出措施难以保证矿井安全生产，且严重制约了采掘速度；而在潘谢集新区 如潘一、潘三矿主采c 。煤层下方平均垂距6 6 m ( 潘一) ，7 2 m ( 潘三) ，7 0 m ( 谢桥) 的b 。煤层赋存较稳定，煤层厚度为1 5 2 4 m ( 潘一) ，o 9 2 1 m ( 潘三) ，1 9 3 7 m ( 谢桥) 媒质较好，平均倾角在1 4 0 以下，现有开采水平不具有突出危险吲“1 。 因此，通过调整采掘部署，优先开采b 。煤层使c 。一。煤层卸压，并结合抽放c 。 被保护层卸压瓦斯，使c 。煤层的采掘工作基本从突出和瓦斯严重超限的困境中 解放出来，最终实现矿井采用综掘、综采放顶煤工艺，实现安全高效生产。而在 抽放被保护层瓦斯的过程中，由于层间岩性复杂不利于瓦斯抽放，为了取得理想 的瓦斯抽放效果，有必要对瓦斯抽放的时间及空间等一系列抽放参数问题做出深 入研究，最终消除被保护层的煤与瓦斯突出危险性，使被保护层在进行采掘工作 时解放出来实现安全高效生产。 1 2 煤与瓦斯突出防治的区域- 陛措施 1 2 1 开采保护层 开采保护层是各国采用的防止突出的主要区域性防治措施。所谓的保护层， 一般是指在突出矿井的煤层群中首先进行开采的非突出危险煤层，开采保护层后， 安徽理工大学硕士论文 对有突出危险的煤层产生保护作用，使之消除或减少突出危险性，达到防止煤与 瓦斯突出的目的。 根据保护层的位置不同，可分为上保护层和下保护层。位于被保护层上部的 叫上保护层，反之叫下保护层。 根据保护层与突出层之间的垂直距离( h ) ：可分为近距离、中距离和远距离保 护层。 近距离保护层：h 1 0 m 中距离保护层：1 0 m h 6 0 0 时 h m 。k m c o sd 2( 卜2 2 ) 式中h 。矿一允许采用的最小层间距离，m ； m 一保护层开采厚度，m ； n 煤层倾角，( o ) ； k 一取决于煤层厚度和顶板管理方法的系数。采用充填法管理顶板时，k = 4 ， 采用全部冒落法开采薄和中厚煤层时，k = 6 ；用掩护支架开采厚煤层，全部冒落 法且从上水平大量掉落岩石时，k = 8 ；用走向长壁开采厚煤层，或用掩护支架开 采厚煤层，顶板冒落、而上水平岩石掉落受到阻碍时，k = 1 0 。 国内外的考察资料证明埘，保护层开采后，被保护层的应力变形状态、煤结 构和瓦斯动力参数都将发生显著的变化。在时问上卸压作用是最先出现的，卸压 过程甚至有时在保护层工作面前方1 0 2 0 m 处开始。一般在工作面后方，膨胀变 形速度加快时，瓦斯动力参数才发生变化，因此，参数变化次序可表述如下： 绪论 开采保护层岩层移动+ 被保护层卸压( 地应力降低、煤层膨胀变形) e 一删僦力提 + 瓦斯压力降低厂+ 瓦斯含量减少+ 煤体机械强度提高 l + 应力进一步降低 其防止媒和瓦斯突出的原理可用图1 表示。 应力降低、煤层卸压r 1激发突出作用减少 透气性增加h瓦斯压力梯度降低 瓦斯排放 h 发展突出的瓦斯作用减 煤体强度增高h 煤体抵抗破坏能力增加 消除( 或降低) 煤和瓦斯突出 危险 图l 开采保护层防止媒和瓦斯突出的原理图 f i 9 1t h ep r c v e n t i o nm e c h 锄j s mf o rg a sa t l gc o a l0 u t b u r s tb ym i n i n gp r o t e c 廿v ec o a lb e d 从以上分析表明，尽管保护层的保护作用是卸压和排放瓦斯的综合作用结果， 但卸压作用是引起其它因素变化的依据，卸压是首要的、起决定性的。因此，只 要突出层受到一定的卸压作用，煤体结构、瓦斯动力参数便发生如上顺序的变化。 在层间距离较远( 但要在有效层间垂距范围内) 、中间有坚硬岩层的情况下，突出 煤层的卸压、煤层及其围岩透气性的增加是无疑的，只是瓦斯自然排放困难一些， 但从前两个因素的变化来讲，都是有利于消除突出危险性的。因此，退一步讲， 即使不能完全消除突出危险性，也会有所降低。 在保护层先行开采后，开采层周围的岩层和煤层向采空区方向移动、变形， 其范围由岩石卸压角和移动角所限制。岩层经过不断移动，使得地层应力发生重 新分布，在采空区上方形成自然冒落拱，压力则传递给采空区以外的岩层承受。 这样，就对开采层周围的煤层( 包括突出煤层在内) 和岩层产生采动影响，突出煤 安徽理工大学硕士论文 层的瓦斯动力参数将发生重大变化。随着离开采层距离的加大，岩石移动和变形 减弱，采动影响也逐渐减弱，其规律一般按指数曲线变化。在采空区岩石移动直 接影响范围内，地层应力( 包括地质构造应力) 降低，突出层卸压，在垂直煤层层 面方向呈现膨胀变形，出此，在煤层和岩层内，不仅产生出新的裂缝，而且原有 裂缝也有所扩大，这就使得煤层透气性增大数十到数百倍。在采空区的影响带之 外为增压带。 保护层开采后，保护层与被保护层之间的部分岩石裂缝是垂直层面的，离保 护层一定距离内，这些裂缝能彼此贯通，直至与保护层采空区连通，提供了解吸 瓦斯涌向保护层采空区的通道。突出层卸压也为瓦斯解吸和排放创造了条件。为 此，提高了瓦斯的排放能力，瓦斯的不断涌出引起瓦斯压力不断下降，并一直降 到残余瓦斯压力值。如果层间垂距小于1 0 m 时( 混乱移动带) ，瓦斯可得到充分排 放，残余瓦斯压力值为0 o 2 m p a ，其值与层间距离、原始瓦斯压力均无关。如 果层间垂距为1 0 5 0 m ( 移动带) ，瓦斯可通过层间裂缝从保护层采空区涌出，瓦 斯压力能很快降到残余瓦斯压力值，这时，残余瓦斯压力值只取决于层间垂距， 而与原始瓦斯压力值无关。但是层间垂距较大，尤其层间有阻挡瓦斯排放的一定 厚度的硬岩石时，残余瓦斯压力值就不是定值，它不仅与层间垂距有关，还与原 始瓦斯压力和瓦斯排放条件( 有无人工抽放，与抽放孔的距离等) 有关。 由于卸压作用是引起其它因素变化的依据。因此在保护作用中，卸压作用是 首要的，起决定性的。但在层间垂距较大时，由于卸压强度较小，对瓦斯的排放 作用不应忽视，因此，应结合人工抽放瓦斯，可加速并扩大保护作用。 开采保护层并结合抽放瓦斯时，突出层的应力变形状态，瓦斯动力参数和力 学性质变化后，不能恢复到原有的状态，也即保护作用是一个不可逆的过程，此 时保护作用不会随时问延长而消失。 1 2 1 2 抽放煤层卸压瓦斯 在开采下保护层抽放被保护层瓦斯方面，国内采用的主要方法有：在近，中 距离下保护层开采时，从保护层内巷道( 专用瓦斯巷、运输巷或风巷) 向上被保护 层煤层或采动裂隙岩层打钻；在采动裂隙岩层或被保护层内掘走向或倾斜抽放专 用瓦斯巷；从地面向采动裂隙岩层或被保护煤层打钻抽放等”“”1 。 在我国的生产实践中，己把开采保护层结合抽放瓦斯作为一项综合性措施来 运用。但是，在不同的条件下，抽放瓦斯的作用是不相同的。 在层间垂距小于3 0 5 0 m 层间没有较厚的硬岩层的情况下，突出层卸压后， 绪论 大量瓦斯将通过层间裂缝涌向保护层的开采空间，从而引起瓦斯超限，在开采近 距离保护层时，采区瓦斯涌出量可达1 5 3 i n 以上。由于保护层薄，这样大的瓦 斯量是难以用现有的通风方法来稀释的。尤其在开采近距离上保护层还可能发 生采空区底板突然鼓起，并伴随大量瓦斯涌出，可见，这时抽放保护层的卸压瓦 斯是为了保护层回风巷瓦斯不超限和不发生底板突然鼓起以保证保护层的安全生 产。 层问垂距虽小于3 0 5 0 m ，但层间有较厚的硬岩层，瓦斯自然排放条件差， 残余瓦斯压力高，为了加速与扩大保护作用应配合人工抽放瓦斯。 当层间垂距大于3 0 5 0 m ，卸压程度减弱，瓦斯自然排放条件差，残余瓦斯 压力增高，保护作用随之减弱。在离保护层某一距离处，卸压程度少到仅仅依靠 应力降低不足以消除突出危险，此时为了防突必须配合抽放瓦斯，另一方面由于 瓦斯排放可导致应力进一步降低，对卸压作用起到补充作用，从而达到综合防止 突出的目的。 前苏联科学院地下资源综合开发研究所研究证明，对处在第1 带岩层弯曲带的 被保护层，抽放瓦斯有很大的作用。抽放作用与抽放钻孑l 距离、层问垂距有关； 抽放钻孔的距离愈大，抽放作用愈小，而在层间垂距增加时，抽放瓦斯对防灾作 用的效果更加显著。 1 3 国内外研究现状及存在问题 1 3 1 国内外研究现状 我国从1 9 5 8 年开始在重庆和北票地区进行试验，取得显著效果后已在有条件 的突出矿井推广应用。到目前为止，对开采保护层防治突出、冲击地压的机理已 基本认识清楚，初步研究出了保护范围的划分方法。以下是我国一些矿井下保护 层开采情况表2 。1 表2 我国一些矿井下保护层开采情况表 1 2t h ei n s t a n c eo f n e t h e rp r o t e c t i v ec o a lb e di nm yc o u n t r y 安徽理工大学硕士论文 从表2 中可以看出我国下保护层开采的试验工作也很有限，目前大多数对倾 斜及急倾斜近、中距离下保护层开采进行了试验研究。下保护层的层间距通常不 超过5 0 m ，相对层间距一般在1 0 3 0 m 。乐平涌山二井下保护层开采，虽然层间距 达到5 5 m ，但相对层间距仅为1 5 。阳泉下保护层开采，层间距到达6 5 m ，但相对 层间距也只有1 0 m 。淮南潘三矿下保护层开采，层间距为7 0 7 4 m ，平均为7 2 m ， 相对层间距为4 2 m ，属远距离下保护层开采”。 在开采下保护层抽放被保护层瓦斯方面，国内采用的主要方法有：在近，中 距离下保护层开采时，从保护层内巷道( 专用瓦斯巷、运输巷或风巷) 向上被保护 层煤层或采动裂隙岩层打钻；在采动裂隙岩层或被保护层内掘走向或倾斜抽放专 用瓦斯巷；从地面向采动裂隙岩层或被保护煤层打钻抽放等”1 。 在国外，俄罗斯、美国、澳大利亚、德国、英国、波兰等在开采高瓦斯煤层 群的矿区，在开采下保护层时，也都采用了抽放上被保护层卸压瓦斯，在采高l 2 m 的情况下，下保护层与被保护层间距一般不超过5 0 m ，相对层间距一般不大于 2 5 3 0 ，德国最大层间距为3 7 ，美国为3 3 ，俄罗斯为3 5 ，并建议层间距不宜超 过7 0 m 。在抽放上方被保护煤层瓦斯方面，美国较多的采用地面钻孔法，其他国 家多采用井下抽放卸压瓦斯的方法，即从保护层内巷道( 专用瓦斯巷、运输巷或风 巷) 向上被保护煤层或采动裂隙岩层打钻；在采动裂隙岩层或被保护层内掘走向或 倾斜抽放专用瓦斯巷。前苏联和欧洲共同体对煤层卸压瓦斯抽放进行了比较系统 的研究，在抽放方法和参数方面都取得了有参考价值的成果。 在研究瓦斯流量随保护层工作面开采时的变化关系上，国内外都做了大量研 究。通常情况下，被保护层发生卸压后，钻孔瓦斯流量随之增加，由于卸压现 象可能出现在保护层工作面前方，因此钻孔瓦斯涌出量开始增大的过程可能超前 于保护层回采工作面，随着保护层工作面推进，钻孔瓦斯流量不断增加并达到最 大值，由于在钻孔影响范围内的瓦斯来源不断减少，钻孔瓦斯流量又逐渐下降。 绪论 1 3 2 存在的问题 我国阳泉、南桐、松藻、铁法、鸡西、淮南等抽放上覆被保护层瓦斯的矿井， 根据各自的地质开采条件的实践，对抽放方法与参数进行了较广泛的研究，也由 于被保护层瓦斯抽放尚有诸多方面不完善，至使保护层开采达不到应有的效果， 甚至失去了保护层作用。如南桐矿务局鱼田堡煤矿在开采中距离3 5 4 0 m 下保护 层过程中，在保护层6 4 煤层( 煤厚1 2 5 m ) 开采l 7 年后被保护层4 “煤层( 煤厚 2 6 m ) 的“已保护区”内( 不是保护边界，也不是保护区内煤柱影响区) 共发生了 2 2 次突出，最大突出强度为1 7 8 t ，最大瓦斯涌出量6 8 4 4 m 。就其主要原因：在保 护层与被保护层之间，距保护层2 2 3 0 m 处有一层8 l o m 厚的硅质狄岩，虽处于 冒落裂隙带内，但由于岩性特殊，并未形成采动垂直方向的裂隙，而是呈塑性连 续弯曲下沉带；被保护层4 4 煤层含有夹矸，其瓦斯抽放效果差，突出区域4 4 煤层 瓦斯抽放率为4 7 4 ，远小于有效保护区内4 4 煤层瓦斯抽放率7 4 2 “。 我国在远距离近水平下保护层开采方面，煤炭科学研究总院重庆分院在淮南 矿区抽放被保护层卸压瓦斯时，采用在弯曲下沉带掘进巷道并向上被保护层打穿 层网格式钻孔抽放卸压瓦斯技术，取得了重大突破。煤炭科学研究总院重庆分院 主要是对治理远距离下保护层开采工作面的瓦斯方面做了深入，细致的研究。考 察了开采保护层对被保护层的保护效果及参数。 淮南矿区潘一矿b ：煤层位于c 。煤层下方平均垂距6 6 m ( 6 1 7 1 m ) ，相对层间 距( 平均层间距与保护层采高之比) 为3 5 m ，潘三矿平均垂距7 2 m ，相对层间距4 2 m ， 谢桥矿平均垂距7 0 m ，相对层间距2 7 m ；属较远距离下保护层，且层间存在约2 5 m 厚的粉细砂岩、中细砂岩、中粗砂岩、石英砂岩和约3 0 m 的花斑泥岩：砂岩的硬 度系数f = 7 9 ，承载能力强，泥岩具有遇水膨胀的特性，难以形成裂隙。由于保 护层的开采与被保护层的垂直间距很远，层间岩性复杂，因此，随着开采深度的 增加，在保护层与被保护层之间垂距较远，并且其保护层上覆岩性的复杂性，特 别难抽的被保护层瓦斯抽放技术尚须研究完善。并且在远距离下保护层开采条件 下，上向钻孔瓦斯流量与保护层工作面推进关系参考资料较少，其主要都在近、 中距离上、下保护层开采方面，所以钻孔瓦斯流量与保护层工作面推进关系上有 待深入研究，在抽放被保护层瓦斯的抽放方法与合理时空参数方面有待进一步完 善。 安徽理工大学硕士论文 1 4 研究主要内容 由于淮南矿区b 。一。煤层与c 。煤层平均垂直间距为7 0 m 左右，相对层间距为 3 0 m 以上，属较远距离下保护层开采范围，需要结合抽放被保护层的卸压瓦斯才能 达到消除被保护层煤与瓦斯突出危险性的目的，根据前人研究结果，在被保护层 底板岩层中布置集中巷，并在岩石集中巷内施工上向穿层钻孑l 抽放c + 。被保护层 卸压瓦斯：其抽放模型如下图2 所示”3 _ ”3 - 。“： 图2 底抽巷上向穿层钻孔抽放被保护层瓦斯模型 f i 9 2t h em o d e lo fb o r e st o w a r dp r o t e c t e dc o a l b e dd r a i n i n gp r e s s u r er e l i e fg a si nb e dp i a t et l l 衄e 1 在保护层开采过程中，虽然被保护层处于被保护范围内，上覆岩石发生冒落 移动但是由于其垂直层间距大于5 0 m ，并且其间岩性的复杂，远距离被保护层与相 邻围岩之间产生垂直裂隙较少，在保护层采空区上方很难与被保护层形成沟通， 所以合理抽放被保护层瓦斯，能大幅度地减少煤层瓦斯含量，降低煤层瓦斯压力， 增加煤体机械强度，从而消除或减少被保护层发生煤与瓦斯突出危险性“1 。所以， 基于这种条件下抽放瓦斯的方法，拟订以下主要研究内容： ( 1 ) 研究远距离保护层开采工作面的瓦斯来源，瓦斯构成。 ( 2 ) 研究保护层上覆煤岩发生变化情况，理论确定上向穿层钻孔抽放远程卸压 瓦斯巷合理布置位置。 ( 3 ) 根据邻近层瓦斯抽放理论及方法，建立上向穿层抽放钻孔周围煤体瓦斯流 动的数学模型，并对上向穿层抽放钻孔周围煤体瓦斯流动规律进行数值模 拟。 ( 4 ) 分析上向穿层钻孔抽放被保护层卸压瓦斯随下保护层工作面推进的流动规 律( 主要考察钻孔瓦斯流量) ，进而为确定上向穿层钻孔抽放瓦斯的合理时 空参数提供理论依据，并分析其主要影响因素。 绪论 ( 5 ) 通过现场远距离下保护层开采的条件下抽放远程卸压瓦斯技术的实践及效 果检验来完善底抽巷上向穿层钻孔抽放远程卸压瓦斯技术研究理论。 安徽理丁大学硕士沦义 2 煤层瓦斯流动基本理论臼 2 1 煤的吸附理论及煤层瓦斯含量 2 ，1 1 煤中瓦斯赋存 煤中瓦斯的赋存状态一般有吸附状态和游离状态两种。固体表面的吸附作用 j 。以分为物理吸附和化学吸附2 种类型，煤对瓦斯的吸附作用是物理吸附，是瓦 斯分子和碳分子削相瓦吸引的结果，如幽3 示。在被吸附的瓦斯中，通常以将进 入煤体内部的瓦斯称为吸收瓦斯，把附着在煤体表面的瓦斯称为吸着瓦斯，吸收 瓦斯利吸着瓦斯统称为吸附瓦斯。在煤层赋存的瓦斯量中，通常吸附瓦斯量占 8 0 9 0 ，游离瓦斯最占1 0 、2 0 ；在吸附瓦斯量中又以煤体表面吸着的瓦斯量 占多数。 在煤体中，吸附瓦斯和游离瓦斯在外界条件4 i 变的条件下处于动态平衡状 态，吸附状态的瓦斯分子和游离状态的瓦斯分子处于不断的交换之中；当外界的 瓦斯压力或温度发生变化或给予冲击 和振荡、影响了分子的能量时，则会破 坏其动态平衡，而产生新的平衡状态。 煤是。种多孔介质，媒体吸附瓦斯是煤 的一种自然属性，煤体表面吸附瓦斯量 的多少，与煤体表面积的大小密切相关 酬3 煤体中瓦斯的赋存状态 ，而煤体表面积的大小则和煤体孔隙特 1 一游离瓦斯；2 一吸附瓦斯；3 吸收瓦斯 征有关。冈此，煤体孔隙特征对吸附瓦 扣煤体；5 一煤中孔隙 斯有酉要作用。 t h es t a t eo f t l l es 【o r a g eo f c o a l b e d2 a s 2 12 煤的孔隙特征及其评价方式 1 一d i s s o c i a t i v eg a s ；2 一a d s o r p t i v eg a s ；3 一a b s o r p t i v e g a s ； 4 - c o a l b e d ； 5 一h o l eo f c o a l b e d 1 煤的孔隙特钲评价方法 煤是一种包含有机质的岩有，煤的有机物质类似海绵体，具有一个庞火的微 孔体系：微孔直径从零点几个纳米到几个纳米，微孔之叫则由一些直径只有甲烷 分子大小的微小毛细管所沟通，彼此交织，组成超细网状结构，具有很大的内表 面积，有的高达2 0 0 m 2 垃，形成了煤体特有的多孔结构。 为了衡量煤的多孔程度，用孔隙率n 来表示。煤的孔隙率就是孔隙的总体积 与煤的总体积的比，其计算公式为： 煤层瓦斯流动基本理论 聆：堡丝1 0 0 ：f 1 一堕1 1 0 0 讥 v s ) 蹦：丝 d 玢：丝 y 4 式中甩煤的孔隙率，； 妇煤的总体积，包括其中孔隙体积，c m 3 ： 阳煤的实在体积，不包括其中孔隙体积，c m 3 ； m 煤的质量，g ： d 煤的真密度，g c m 3 ； ，。煤的假密度，c m 3 。 也即：玎= ( 一詈缶) - 。= ( 一等 ，。 煤的真密度和假密度可在实验室内测得。孔隙率是决定煤的吸附、渗透和强 度性能的重要因素；通过孔隙率和瓦斯压力的测定，可以计算出煤层中的游离瓦 斯量；此外，孔隙率的大小与煤中瓦斯流动情况也有密切关系。 为了便于研究瓦斯在煤层中的赋存与流动规律，通常把煤中的孔隙分为微孔、 小孔、中孔、大孔、可见孔及裂隙。煤中孔隙作为连接吸附容积( 吸附瓦斯的贮存 所) 与自由表面的运输通道，构成了复杂的吸附、扩散、渗透系统。煤中微孔构成 了吸附容积；煤中其余孔隙构成了煤中复杂的渗透系统，在渗透系统中，几乎全 部瓦斯都处于游离状态，并符合气体状态方程。 2 煤体表面吸附作用 煤的吸附实际上是固体表面与气体或液体的一种表面作用，这种表面作用所 以能够发生，是由于煤体表面的分子存在剩余的自由力场，当瓦斯分子碰撞煤体 表面时，其中一部分将被吸收，并释放出吸附热；在被吸附的瓦斯分子中，只有 当其重新获得动能，并足以克服煤体表面引力场的位垒时，才能重新回到气相中 形成游离状态的瓦斯，一般情况下，瓦斯在煤体表面的吸附过程可分为如下几个 步骤： 瓦斯分子由气相扩散到煤体表面； 扩散到煤体表面的瓦斯分子被煤体吸收； 被吸附的瓦斯分子与煤体表面发生反应，生成被煤体所吸附的产物分 子。 安徽理工大学硕士论文 默表面物理化学可知，一种良好的固体吸附莉必须具有较大的比表面积和较 强的吸附能力。常用吸附量来表示吸附剂吸附能力的大小。对于煤体吸附瓦斯而 言。其吸附量可表示为： 矿= 蔫勰 ， 在一定的温度、压力条件下，煤体表面对不同气体的吸附量的大小和气体凝 聚性有关，凝聚性越强的气体，被吸附的量就越大。 1 9 1 6 年，法国化学家朗格缪尔( l a n g m u i r ) 在研究固体表面吸附特性时，得出 了单分子层吸附的状态方程，即朗格缪尔方程；随后，国内外瓦斯研究工作者经 过实验和理论分析后发现，该方程同样适用于煤体表面的吸附；故而，目前采用 该方程式来计算瓦斯吸附量。在朗格缪尔方程中，瓦斯吸附量和瓦斯压力问的关 系式可表示为： 溉：坠f 2 1 2 1 l + 印 y d = 兰_ n 硇 6 ：旦。蠢 动啦 式中口吸附常数，表示在给定的温度下，单位质量固体的极限吸附量，对煤 体吸附瓦斯两言，该方程一般为1 5 5 5m 魂； 6 吸附常数，一般为o 5 5 0 m p a - 1 ： 芦吸附平衡时的瓦斯压力，m p a ； 般在给定温度条件下，瓦斯压力为p 时单位质量固体表面吸附的瓦斯量， m 3 t ： 砌标准状态下气体分子体积，2 2 4 i 克分子； 煤体的比表面积； 阿佛加德罗常数，6 0 2 1 0 2 3 个m o l ： 面一个吸附位的面积，n m 2 位。 而式中的鼢为根据气体运动论得出的参数，z w 为完全的单分子层中每平方厘米 所吸附的气体分子数，云为解吸活化能，力为和表面垂直豹吸附气体的振动频率， r 为气体常数，r 为煤体的温度。 d 是一个只和煤体比表面积以及被吸附的气体有关的参数，不同煤样吸附量 1 4 煤层瓦斯流动基本理论 的差异，集中反映在口值的不同上；6 是一个和温度、被吸附气体有关的参数， 温度变化引起的吸附量的变化集中反映在6 值的不同上；不同被吸附气体所引起 的吸附量的变化则分别反映在d 、6 值的不同上。 3 煤体表面的物理吸附模型 根据吸附位能理论，煤体表面的吸附是固相、吸附相与气相构成的三相介质 结构，即在近煤表面为吸附相，吸附相外层为游离气相，吸附相内层为煤体本身 所组成的固相；因此，含瓦斯煤实际上是一种具有气相、吸附相和固相存在的三 相介质结构。 实际上，正是由于吸附相的存在，才使煤的表面张力下降、煤的表面能降低， 使煤易于破碎。煤体吸附瓦斯量越多，吸附相瓦斯所占比例越大，则煤体强度降 低的就越多：而煤体解析瓦斯后，强度能有所提高。煤的三相吸附模型对于煤体 破碎、瓦斯运移和瓦斯抽放等方面的应用具有重要意义。 2 1 3 煤的吸附。陛及其影响因素分析 煤之所以具有吸附性是由于煤结构中分子的不均匀分布和分子作用力的不同 所致，这种吸附性的大小主要取决于3 个方面的因素，即：煤结构、煤的有机 组成和煤的变质程度；被吸附物质的性质；煤体吸附的环境条件。由于煤对 瓦斯的吸附是一种可逆现象，吸附瓦斯所处的环境条件就显得尤为重要。煤中吸 附瓦斯量的大小主要取决于煤化变质程度、煤中水分、瓦斯性质、瓦斯压力以及 吸附平衡温度等。 1 瓦斯压力。实验研究表明“1 ：在给定的温度下，吸附瓦斯量与瓦斯压力的关 系呈双曲线变化，如图4 所示，从图中可以看出：随着瓦斯压力的升高煤体吸附 瓦斯量增大：当瓦斯压力大于3 o m p a 时，吸附的瓦斯量将趋于定值。 无烟煤 ( 挥发金j !曲一 ：o ，2 6 夕c 0 2 4 4 7 。c 多c h a 2 6 、伊 一 ，一 c h 4 4 图4 瓦斯量与瓦斯压力关系图 f i g4t h er e l a t i o no fg a sa m o u n ta n dg a sp r e s s u r e 2 吸附温度。目前的实验研究表明“1 ：温度每升高1 ，煤吸附瓦斯的能力将 安徽理工大学硕士论文 降低约8 。其原因主要是：温度的升高，使瓦斯分子活性增大，故而不易被煤 体所吸附；同时，已被吸附的瓦斯分子又易获得动能，会产生脱附现象，使吸附 瓦斯量降低。 3 瓦斯性质。对于指定的煤，在给定的温度与瓦斯压力条件下，煤对二氧化碳 的吸附量比甲烷的吸附量高，而对甲烷的吸附量又大于对氮气的吸附量。 4 煤的变质程度。煤的瓦斯生成量及煤的表面积和煤的变质程度有关。一般情 况下，从中等变质程度的烟煤到无烟煤，相应的吸附量呈快速增加状态。 5 煤中水分。水分的增加会使煤的吸附能力降低。目前可以采用俄罗斯煤化学 家艾琴格尔的经验公式“1 来确定煤的天然水分对甲烷吸附量的影响，其计算公式 为： 1 放6 = 姆。高 q 。1 。3 ) 式中皿矗含有水分为w ( ) 的湿煤的甲烷吸附量，m 3 t m m 物； 矿煤中的天然水分的质量含量，； 放不含水分干煤的甲烷吸附量，m 3 t w 爆物。 2 1 4 煤层瓦斯含量及其计算方法【1 4 】 煤层的瓦斯含量是指单位质量或体积的煤体中所含有的瓦斯量， 和游离2 种状态下瓦斯量的总和，即： x = x v + xz 也就是吸附 ( 2 1 4 ) 式中x 一煤的瓦斯含量，寸t ； x ，一煤的游离瓦斯含量，m 3 t ； x ；一煤的吸附瓦斯含量，m 。t 。 ( 1 ) 煤的游离瓦斯含量。一般情况下，煤的游离瓦斯含量是按气体状态方程( 马 略特定律) 进行计算的，即： 墨= 器 ( 2 - 1 - 5 ) 式中x ，煤的游离瓦斯含量，m 3 t ： v 单位质量煤的孔隙容积，m 3 t ； p 瓦斯压力，m p 。； p 。标准状态下的绝对温度、压力，2 7 3 k 、o 1 0 1 3 2 5 m p 一； j t 瓦斯的绝对温度，k 。t = 2 7 3 + t ； 煤层瓦斯流动基本理论 t 一瓦斯的摄氏温度，o c ； 一瓦斯压缩系数。 ( 2 ) 煤的吸附瓦斯含量。目前一般按朗格缪尔方程计算，在计算中同时考虑煤 中水分、可燃物百分比以及温度的影响，即： x ，：生p 甜) ! ! 塑二生二丝( 2 _ 1 6 1 5 1 + 幻1 + o 3 l m 1 0 0 、7 式中x ，煤的吸附瓦斯含量，m 3 t ； t 。一实验室测定煤的吸附常数时的实验温度，o c ； t 一煤层温度，o c ； n 一经验系数，一般可按下式确定： ；：口 ! ：丝 o 9 9 3 + o 0 7 p p 一煤层瓦斯压力，m p 。： b 一系数，m p a ；取值为l ； a 、b 一吸附常数，m 3 t 、m p a 一； a 、m 一煤中灰分与水分，、。 将( 2 一卜4 ) 式和( 2 一卜5 ) 式带入( 2 一卜6 ) 式，得煤层瓦斯含量为： x ：兰堕+ 生8 甜) ：! ! 塑二生二丝( 2 十7 ) 砟，0 孝1 + 6 p 1 + o 3 1 m1 0 0 上述煤层瓦斯含量的计算式在实际应用、特别是在研究煤层瓦斯流动需要考 虑煤层瓦斯含量时，显得极为不便；为此，根据实测煤层瓦斯含量曲线的变化规 律( 图5 ) ，并考虑工程实际应用中允许的误差范围，提出用抛物线方程来近似取 代煤层瓦斯含量曲线“1 ，即： 笼 鎏 麓 整 警 奄 1 。镪2 哥一薯l 疆一一一莓：礤一卷o 瓦斯k 力，触h 图5 煤层瓦斯含量和瓦斯压力的关系曲线 f 追5t h er e l a t i o nc u r v eo f c o a l b e dg 踮c o m e n t 明dg a sp r e s s u r e 安徽理工大学硕士论文 五= g 户( 2 1 8 ) 式中x 一煤层瓦斯含量，m 3 t ； 口一煤层瓦斯含量系数，m 3 ( t m p a o5 ) ； p 一煤层瓦斯压力，m p a 。 2 2 含瓦斯煤的渗透特性 2 2 1 应力对煤体透气性的影响 随着工作面的推进，并下煤层经历了由原岩应力状态进入应力升高与应力降 低状态的过程，在这个过程中，煤体的透气性也将随之而发生变化。为提高现场 煤层渗透率，提高瓦斯抽放率和瓦斯抽排效果，采用煤层卸压是一项重要措施， 这也是现行的大多数防止煤与瓦斯突出措施，如预抽煤层瓦斯、开采保护层和水 力冲孔等措施中，为提高煤层瓦斯抽放率和瓦斯排放效果而广泛采用的方法。 在煤层所受压力显著下降的工作面或巷道壁附近，煤层透气性才能显著升高， 这一点尤其对开采保护层具有指导意义，即只有充分卸压，才能起到保护作用。 现场中煤层的渗透率是变化的，这主要和煤层所受应力的复杂性有关，尤其是采 矿工作造成应力重新分布。矿山压力对煤层透气性的影响具体表现为：在煤层卸 压区域内透气性增加，在集中应力带内透气性降低。因此，在煤层中抽放瓦斯以 及采取有关措施防止煤与瓦斯突出时应当考虑地应力和煤体渗透率的关系以及 煤层渗透率的不同分布情况，这样才能更好地采取有效措施进行瓦斯抽放或防止 煤与瓦斯突出。 2 | 2 2 吸附性对煤体透气性的影响 煤体对瓦斯的吸附对煤的渗透性会产生一定的影响，实验结果表明”1 ：对于 同一煤样，在相同的条件下，煤吸附气体所呈现的吸附性越强，煤样渗透率越低； 而且随着孔隙压力的增大，这种关系越加明显。这是因为煤的渗透率同煤的孔隙 结构和裂隙有关，且只和中孔、大孔以及裂隙有关。由于煤吸附气体后会发生膨 胀变形，且吸附气体时的吸附性越强，变形量越大，因此，当煤体在围压力保持 一定无法沿径向产生变形时，微孔隙或微裂隙在吸附气体后所产生的变形必然向 内，从而影响中孔和大孔及裂隙的容积，使渗透容积减小：另外，从煤体骨架所 受的力来看，由于煤样所受的围压力等于骨架力、吸附应力、气体压力之和，因 而在围压力和气体压力保持不变的情况下，吸附应力越大，则骨架所能承受的应 煤层瓦斯流动基本理论 力就越小，因而在同样力的作用下其变形值就越大。c 0 2 气体的吸附应力应大于 n 2 气体的吸附应力，