课件附4江苏煤矿瓦斯防治技术.doc

江苏煤矿瓦斯防治关键技术1 江苏省煤矿瓦斯概况目前江苏省共有生产矿井19对，其中徐矿集团张集煤矿、夹河煤矿、张小楼井为煤与瓦斯突出矿井，其余为瓦斯矿井。各矿瓦斯鉴定情况如下：江苏煤矿瓦斯鉴定情况表公司矿井瓦斯（CH4）二氧化碳（CO2）绝对量 相对量采区最大相对量m3/t等级绝对量相对量采区最大相对量m3/t等级m3/minm3/tm3/minm3/t旗山煤矿5.481.885.79瓦斯6.82.338.23低庞庄煤矿9.986.087.14瓦斯8.515.198.47低张小楼井35.5912.7627.01突出8.23.6719.34低夹河煤矿45.9516.523.77突出145.037.96低张集煤矿9.498.338.27突出7.576.646.54低三河尖矿9.792.3623.16瓦斯11.662.8139.7低张双楼矿5.261.223.45瓦斯13.563.159.7低大屯公司孔庄煤矿5.652.065.09瓦斯5.031.844.21低姚桥煤矿0.040.0060.052瓦斯5.1310.7655.9低徐庄煤矿0.0350.0130.117瓦斯4.8311.81515.479低龙东煤矿0.0170.0070.014瓦斯3.4171.4493.504低华润天能新庄煤矿0.471.371.05瓦斯0.942.742.13低柳泉煤矿2.23.24.47瓦斯2.854.087.2低龙固煤矿0.320.30.3瓦斯2.542.411.11低沛城煤矿2.615.162.81瓦斯2.745.422.55低柳新煤矿1.142.882.58瓦斯1.823.713.33低大刘煤矿1.033.522.05瓦斯1.86.153.8低扬州王庄煤矿1.312.11.29瓦斯2.443.912.64低拾屯煤矿1.124.951.17瓦斯1.586.981.75低2 瓦斯抽采系统江苏煤矿结合矿井瓦斯治理实际情况，开展以瓦斯抽采为主的瓦斯治理技术研究。首先按照大流量、高负压、分源瓦斯抽采的要求，建立完善地面及井下瓦斯抽采系统。根据瓦斯涌出量预测、矿井瓦斯抽采量预计以及抽采达标要求，三个瓦斯突出矿井张小楼井、夹河煤矿、张集煤矿均建立了地面永久瓦斯抽采系统，各矿安装两台抽采能力415m3/min 的2BEY67型水环真空泵，其中一台工作、一台备用。另外考虑到分源瓦斯抽采需要，三对瓦斯突出矿井及大屯煤电公司孔庄矿各建立一座井下瓦斯抽采泵站。张小楼井在-1025m西一下山采区建立一座瓦斯抽采泵站，安装7台瓦斯泵，其中2BE1-355型瓦斯泵3台，2BEY-42型瓦斯泵4台，总抽采能力537m3/min；夹河煤矿-1200m西一采区建立一座瓦斯抽采泵站，安装8台瓦斯泵，其中2BE1-355型瓦斯泵4台，2BEY-42型瓦斯泵4台，总抽采能力514m3/min；张集矿在-1260m水平建立一座瓦斯抽采泵站，安装2BE1-355型瓦斯泵3台，抽采能力200 m3/min。目前徐矿集团瓦斯抽采能力2496m3/min。孔庄矿在1000水平建立一座瓦斯抽采泵站，安装2BE1-355型瓦斯泵2台，抽采能力100 m3/min。地面瓦斯抽采系统主干管路530mm，井下分支管路300mm、250mm、200mm。3 瓦斯防治关键技术3.1 水力射流切割快速揭煤防突技术石门揭煤一直是困扰煤矿安全的难题。采用水力射流切割技术虽然能够实现快速打钻消突揭煤，并且在诸多的石门快速揭煤工艺中,随着水力射流技术的发展，逐渐形成了一整套的水力集成工艺措施,从水力扩孔(刷孔)、水力切割、水力割缝、发展到自激振荡脉冲水射流割缝和气相脉冲水射流切割技术，尽管水力射流切割目前在技术原理上有所突破。但是，在水力射流切割技术的实践应用方面还存在一定的技术难题。尤其是开采进入深部后，如何实现大埋深、高地应力、低透气性条件下的石门揭煤是矿井安全生产亟待探索解决的应用课题。3.1.1 技术原理利用高压水射流反复切割破碎煤体，当在高压应力作用下发生流变或蠕变的煤体出现塌孔憋孔现象时，高压水楔入钻孔周围煤层原有的裂隙中进行扩散、渗透和压裂煤体，使煤体空隙、裂隙不断扩张、贯通、膨胀变形和相向位移，逐渐形成一个较大尺寸的煤孔空洞，增大抽放孔的直径，大幅度地疏松、挤压、释放煤体中的瓦斯，人为可控地诱发钻孔内的煤与瓦斯喷出，消除激发突出的应力和瓦斯压力，在围绕钻孔切割形成一个塑性变形区和卸压圈，增大了煤体抑制突出的阻力，起到了综合防突的作用。3.1.2 技术应用3.1.2.1 地点概况张集煤矿北翼延深采区在-1260m水平，将来主采煤层为山西组9煤，该煤层深部瓦斯含量不是很高，但瓦斯压力超过了0.74MPa，在北翼盘区开拓期间9层煤的瓦斯测定参数为：瓦斯压力最大值1.2MPa，原始含量为4.02310.23m3/t，煤层坚固性系数（最小）f=0.29，瓦斯放散初速度p=12.35mmH2o。同时，由于受火成岩体侵蚀影响，深部地应力高。本次现场施工地点为北翼延深-1250m轨道大巷石门。巷道设计长度110m，前期68m为平巷、后期调整为上山掘进，倾角10-15，巷道规格为：净宽4.5m，中高3.85m，半圆拱型。揭露9煤的标高在-1253m，煤层倾角5-8，沿走向近水平，煤厚1.5-2.0（0.6-0.7）0.8-1.1m，其中，9-2煤体坚固性系数大于0.5,9-1煤顶板下软分层厚度为0.2-0.4m。9煤顶板为细砂岩，平均厚度为13.1m，底板为粉砂岩，平均厚度为4.4m。3.1.2.2 装备选用型号DRB200/31.5型煤矿用乳化液泵，高压管路选用内径分别为25mm和32mm，钻机钻具选用ZDY-1900S型液压钻机，高压钻杆63.5mm，钻头108mm，用于切割钻孔的施工，切割喷头选择1.8 mm及溢流阀装置。射流切割系统布置如图3-1。图3-1 射流切割系统布置示意图1.乳化液泵 2.乳化液箱 3.液压钻机 4.水辫 5.钻杆 6.钻头7.液压表 8.溢流阀 9.操作台3.1.2.3 钻孔设计根据煤与瓦斯的赋存特点，在工作面上山掘进至迎头法线距离9煤底板5m停止掘进。设计5排，共26个钻孔，所有钻孔终孔位置须穿过煤层进入煤层顶板不小于0.5m。超前钻孔的控制到巷道断面轮廓线外12m，钻孔间距的确定应取决于割缝的有效影响半径。根据钻割一体化防突设备的实验室实验测得，其有效影响半径最大可达4m。因此为保证防突效果，布置的切割钻孔孔底距设计为3-5米。具体见图3-2。 图3-2 钻孔布置图3.1.2.4 应用双层套管钻进及割缝技术实现深孔钻进 在-1250m水平高地应力条件下采用双层套管钻进施工工艺，实现防塌孔深孔钻进。同时采用高压水辅助钻进，所需要的扭矩和推力都很小，钻孔容易保持沿直线钻进，遇到软分层，在高压水射流的作用下很快可以穿过，保证成孔质量。钻孔在经水力割缝超前卸压的基础上，（反复使前方煤体压应力峰值位置前移），钻孔施工能够突破高地应力条件下孔深极限，使钻孔深度达设计要求。3.1.2.5 工艺流程施工顺序：安装钻机接钻杆定钻打钻判别煤层位置进钻到指定位置调试溢流阀冲整个煤段返水变清。技术关键：（1） 先打钻进行“点”的渐进式消突，先施工巷道中间一排钻孔，打钻卸压。(2)在点与点形成面的消突基础上，合理选择水射流的水压进行扩孔，防止水压过高诱导突出。(3) 合理选择射流切割的顺序，人为可控地进行单孔扩孔，或诱导孔内瓦斯喷出。(4)防喷孔、防瓦斯等安全防护装置的创新。3.1.2.6 射流切割钻孔煤体防突技术应用过程中的问题及改进（1）存在问题高压射流水压过高液压系统压力过高易出现系统连接部位水流泄漏，高压水射流伤人。特别是钻杆分水器（水辫）部位及钻杆连接处易出现刺密封圈水流泄漏现象。高压泄漏点的存在，给安全操作带来一定的风险。在处理钻头被堵，拆卸钻头过程中有时会出现钻杆内的高压水射流突然喷射现象。系统压力过高，瞬时作用到切割煤岩体中，易造成煤岩体整体位移剥离。卡钻断钻杆现象孔口钻屑排渣不畅，大量煤体颗粒不断聚集挤压在孔壁周围而将钻杆和钻头箍紧、抱紧，终使钻杆所受摩擦力大于钻机的扭矩力而发生钻头无法进退即卡钻事故甚至断钻杆事故的发生。钻杆中空孔径为15mm，在钻杆的接头丝扣连接部处于承受力薄弱的环节，当钻杆扭矩力过大超过其抗扭强度，特别是在钻孔因导向性差易出现钻孔弯曲情况下，钻杆所受扭矩力大于抗弯曲强度时，易出现钻杆断裂。憋孔喷孔现象切割过程中，孔内大量的钻屑难以从孔口顺畅排出，易出现孔口长时间不出水憋孔，最终形成喷孔现象。喷孔所形成的高压水射流携带大量煤体颗粒，甚至夹带从岩体中剥离出岩块瞬间喷出，存在安全风险。同时，易出现相邻钻孔的串孔和喷孔，使施工人员疏于防范。甚至在钻孔施工结束起完钻杆后，仍然会出现因压应力的不平衡形成延时喷孔现象。在高压水流切割挤压，外力扰动作业下，诱导和激发钻孔瓦斯喷出，形成瞬时瓦斯超限。切割空洞内积聚瓦斯。经切割后，煤体内部形成空洞，为瓦斯积聚提高了空间，甚至形成瓦斯库。（2）采取对策 加强安全防护。在迎头施工钻场，作为安全躲避硐室。进行水流切割作业时，人员可有效避开喷孔影响范围。同时，对防喷孔装置进行改进提高安全防护的可控性。 规范操作。合理选择从里向外切割顺序，为防止埋钻和憋孔，可相应控制切割速度或进行间歇式切割。同时，合理选择切割系统的射流压力。切割初始压力可调整为5MPa，然后缓慢上调至15 MPa左右，发现异常及时打开溢流装置，使系统压力为零；钻孔切割时注意观察供水压力，水压保持在20MPa以下；更换钻杆前，先关闭截止阀并观察压力表，等水压下降到零时，再缓慢拧开钻杆。 创新改进工艺。更换光杆为螺旋钻杆、在排渣水压和螺旋曲线作用下，麻花钻杆能够将水流钻屑沿钻孔挤压搅运出来，以保证钻孔的相对成型度和排渣的顺畅，达到防卡钻的目的。在-1250m轨道大巷石门切割期间，更换麻花钻杆后，钻孔的排渣效果，发生了根本性的逆转。排渣水与炭的比，由原来的排出2/3的水1/3的炭，变化为2/3的炭1/3水。配齐安全防护设施。切割时，在孔口安装防喷孔气渣分流器，进行二级分离，有效将瓦斯分离再来，分离出来的瓦斯并入抽采系统。提高切割总成质量。对断钻杆的原因和水辫经长时间使用后就会出现水压泄漏原因进行分析，从改进钻杆和水辫铸造工艺结构入手，提高抗扭、抗弯、抗磨强度。同时，规范切割操作流程，确保钻孔成型效果。封孔抽放。切割完成后，所有钻孔用随打即抽胶囊快速封孔，进行瓦斯抽放。经抽放后，再采用封孔袋（聚氨酯封孔原料），在预定的孔深进行小循环的封孔处理，防治瓦斯在放炮过程中大量涌出。3.1.2.5 效果通过水力射流切割技术应用，进一步考察了适合张集煤矿深部采区大埋深、高压力、低透气性典型煤层赋存特点的水力射流切割工艺及技术参数，通过减少钻孔的数量，优化切割钻孔布置方式，在减少措施工程量和缩短施工时间的情况下，达到了少打孔，多出煤，多排放瓦斯的效果。(1) 揭煤时间明显缩短在未使用水力切割技术前，我矿在-1235m回风石门揭煤过程中从2011年9月26日开始施工措施钻孔，历时半年多时间揭开煤层。使用后，-1250m轨道大巷石门从4月4日早班开始施工措施孔到4月26日夜班水力切割完成，到效检测压达标仅用1个多月时间。（2）工程量大幅度减少-1235m回风石门总计施工钻孔158个，钻孔总进尺5496m ，联网抽放近四个月，注浆历时半个月，合计注浆31m3。-1250m轨道大巷石门使用水力切割技术施工措施孔26个，钻孔总进尺687.3m，测压孔5个，检验孔5个，合计施工钻孔36个，相比工程量有很大幅度减少。（3）瓦斯抽排量明显增加-1235m回风石门合计瓦斯抽放量为3154m3，风排瓦斯量为4624m3，-1250轨道大巷石门打钻及切割期间风排瓦斯量为5558m3，打钻时排出炭量15t，水力切割时排出炭量为76.4t。（4）卸压效果更为明显钻孔射流切割技术的应用后，钻孔等效半径平均为0.73m，比原始孔径平均增大了13.5倍，使瓦斯释放影响半径平均达6.0m；切割后的钻孔等效半径最大达到1.17m，比原始孔径增大了21.6倍，使瓦斯释放影响半径最大达8m以上；单孔切割出煤量平均为2.5t，总切割煤量达76.4t，诱导喷孔、挤压释放瓦斯量为5558m3，钻孔瓦斯排放量提高25 %；瓦斯压力由原来的1.3MPa降到了0.3MPa。整个揭煤时间相对缩短84%，消突卸压效果有了量的概念，成效显著。通过高压水流切割冲刷煤体，使煤层孔隙率增大，裂隙向更为纵深煤体处延展，煤层透气性增强，使具有较大地应力和瓦斯压力突出能的突出煤体的高能区在短时间内起到很好的卸压平衡效果。3.2 煤巷掘进工作面顺层长钻孔防突技术掘进工作面是保护层开采过程中防止煤与瓦斯突出的重点，必须坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。保护层掘进工作面区域防突措施主要有穿层钻孔和顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。穿层钻孔预抽瓦斯需要沿工作面上下顺槽布置两条底板瓦斯抽采巷道，优点是安全性好，不影响回采巷道掘进；缺点是成本高，进度慢，加之二叠系山西组7煤、9煤均为低透气性煤层（透气性0.180.24m2/Mpa2d），钻孔与煤体接触面积小，抽采效果不高。因此，对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯防突技术进行研究，解决钻孔深度浅、钻进速度慢难题，提高顺层钻孔预抽区域防突措施的安全性。3.2.1 掘进工作面基本情况7449工作面预计标高在-1040-1150m之间，由于煤层埋深大、地应力大，加之煤层瓦斯压力高达2.2MPa，7煤硬度系数f=0.490.67，煤层顶底板多为页岩或砂页岩，属典型的“三软”煤层，在煤层中打钻时，容易出现“夹钻、垮孔、喷孔”等现象，严重影响打钻深度和速度，制约掘进工作面单进水平。7449工作面走向长度1150m，倾向长度145m。该面煤层结构较简单，煤层厚度1.02.8m，平均2.3m，煤层倾角1830，平均22。皮带机道设计宽度4.7m，高2.7m，切眼设计宽3.7m，高2.6m，采用梯形断面，锚网梁索方式支护。工作面布置见图3-3。图3-3 7449工作面通风系统图7449材料道外段为7447皮带机道沿空留巷，里段与7447皮带机道留设6m煤柱，因7447皮带机道掘进期间已经在下帮施工平均长度为64m的顺层平行钻孔，经验证，属抽采达标区域，不采取区域防突措施。本研究在7449皮带机道掘进工作面进行。3.2.2 长钻孔钻进技术研究在高地应力和高瓦斯压力作用下，钻头在钻孔内切削煤体时，产生大量的煤粉，加之钻杆转动与孔壁产生的煤粉，钻孔内煤粉量很大。排渣不畅时钻孔内阻力逐渐增大，当钻孔内的阻力超过钻机的最大转动能力时，出现卡钻现象；另外钻孔达到一定深度时，无法钻进。使用ZDY1900S型液压钻机、配套63.5mm麻花钻杆、89mm钻头施工顺层钻孔时，钻孔平均深度只有50m左右，回采工作面存在较大抽采盲区；掘进工作面每循环区域防突措施顺层钻孔深度共计1044m，施工时间达10天，掘进工作面生产时间受到制约。因此，要解决大采深顺层预抽钻孔钻进困难，一要保证钻机扭矩，二要保证钻杆强度，三要保证孔内排渣顺畅。3.2.2.1 钻机选择针对大采深高应力地质条件，采用CMS1-6200/80型深孔钻车进行长钻孔试验，该钻机的参数见表3-1。34基本性能参数项目单位CMS1-6200/80数值行走状态尺寸（长宽高）mm425510401800最小离地间隙mm180工作状态稳车方式液压缸支撑式机重kg主机（6150），泵站（4500）最大转矩Nm6200回转转速r/min20300钻孔直径mm113550钻杆直径mm光钻杆（73）、光钻杆（89）、螺旋钻杆（98）最大钻进深度m650终孔直径mm150200（常规钻进）推进行程mm1800（可按用户要求定制）油缸推进力kN130油缸退拔力kN140空载推进速度mm/min6000空载返回速度mm/min4000推进器仰角45（可按用户要求定制）推进器俯角45（可按用户要求定制）推进器水平摆角（左右）90行走速度km/h1.4爬坡能力16行走制动方式液压制动电动机额定功率kW55（主泵电机），22（主机电机），3（冷却器电机）额定电压V380/660或660/1140（电动机的额定电压按用户要求确定）油箱液压油容量L主机（150），泵站（450）（N100抗磨液压油）表3-1 CMS1-6200/80型煤矿用深孔钻车主要技术参数由表3-2可见，该钻车转矩达到6200Nm，油缸推进力达130kN，退拔力140kN，使用配套螺旋钻杆便于排渣，能够满足高地应力、高瓦斯压力、软煤层条件下打钻需要。另外钻车采用履带行走，稳车采用液压缸支撑式，钻车的推进器仰角、俯角分别达到45，推进器水平摆角（左右）达到90，爬坡能力16，便于布置钻孔。3.2.2.2 钻杆选择采用QHE-16型三棱钻杆，钻杆直径73mm，钻杆长度1m，连接方式锥螺纹，见图3-4。图3-4 三棱钻杆示意图钻杆表面硬度不低于HRC20-25，连接件硬度不低于HRC28-32。单杆扭力4600N/m;双杆连接口扭力2600N/m，超过200N/m的抗扭矩标准（MT/T538-1996煤钻杆标准）。三棱钻杆利用三角形稳定性好和弧形钻杆摩擦力小的特性。钻杆的三个面结合处为圆弧形结构，相邻圆弧的终点采取直线连接，钻杆体上的圆弧面位于以钻杆体中心轴线为中心的同一个圆周面上。三个平面在旋转时形成三个排粉通道，更利于高压风流排粉。见图3-5。三棱形的钻杆的排渣量是圆形钻杆排渣量的近30倍，因此排渣极为顺畅。图3-5 三棱钻杆排渣示意图当遇到松软煤体时，钻孔容易塌孔，造成夹钻、堵孔现象，采用三棱钻杆，随着钻杆的不停转动，利用钻杆棱壁不断扰动钻孔内落下的软煤，避免煤粉大量堆积而堵塞钻孔排粉通道，排渣通道及时打通，提高排粉量，克服夹钻阻力，继续向前钻进，实现松软煤层的深孔钻进。3.2.2.3 钻具改进（1）CMS1-6200/80型钻车采用可调节钻速的变量马达，钻速由原来的480转/min提高至800转/min，提高钻孔效率，便于装卸钻杆，减少装卸钻杆的时间。（2）增加一台100L/min循环加压泵，排渣供水压力增加到68Mpa；水辫改为轴承式，供水管路直径由10mm改为16mm，增加排渣能力。（3）钻头由原来三翼钻头改成四翼钻头，加大孔内切割面，增加孔壁成型。3.2.2.4 钻孔设计7449皮带机道顺层钻孔布置见图3-6，钻孔参数见表3-2。图3-6 顺层钻孔布置图表3-2 区域防突措施孔参数表孔号孔径（mm）钻孔开孔位置巷中夹角（）左+右-倾角（）仰+俯-孔深（m）距煤层底板高度（m）距中线（m）左+右-11130.5-3.5-32.76.22721131.0-3.25-27.55.83231130.5-3-23.25.53941131.0-2.75-19.55.34751130.5-2.5-16.55.15761131.0-2.25-14.04.96771130.5-2-11.84.88081131.0-1.75-10.04.79791130.5-1.5-8.54.6102101131.0-1.25-6.94.5101111130.5-1-5.44.4101121131.0-0.75-3.84.3101131130.5-0.5-2.24.1100141131.0-0.25-0.74.0100151130.50.250.73.9100161131.00.52.23.7100171130.50.753.83.4101181131.01.05.43.2101191130.51.256.92.9101201131.01.58.52.7102211130.51.7510.02.497221131.02.011.82.280231130.52.2514.01.867241131.02.516.51.457251130.52.7519.51.047261131.03.023.20.439271130.53.2527.5-0.332281131.03.532.7-1.127合计21023.2.2.5 效果（1）钻进速度快。在7449皮带机道采用CMS1-6200/80深孔钻车、配套三棱钻杆钻施工100m煤巷条带的区域防突顺层钻孔，总钻进量2102m，其中长度100m的钻孔12个，施工时间10天（8月5日14日），百米钻孔平均施工时间328min，钻进工效210.2m/天，相比ZDY1900型钻机钻进工效104.4m/天，提高一倍。（2）抽采效果好。7449皮带机道区域措施效果检验煤层残余瓦斯含量为3.95.0m3/t，区域验证指标h2=100Pa，q=3L/min，S=3kg/m，掘进过程中未出现过突出指标超标。另外，消除了瓦斯超限，回风流瓦斯浓度0.06%0.38%，平均0.2%左右，保证了掘进期间的安全生产。7449皮带机道回风流瓦斯浓度见图3-7。图3-7 7449皮带机道回风瓦斯浓度（3）卡钻现象少。由于三棱钻杆抗弯抗扭能力强，深孔施工不变形，同时三棱钻杆在钻进过程中对煤渣形成有效的搅拌，不会沉淀堆积，使煤渣在高压风或水的作用下顺利排出，并且在钻杆钻进运动过程中，由于旋转径差的作用，在旋转时形成对钻孔壁不间断的腻抹加固，大大降低了因塌孔造成钻杆抱死的现象。7449皮带机道钻孔施工过程中未出现卡钻现象，钻孔成孔率100%。（4）提高单进水平。掘进工作面采取深度60m的区域防突措施顺层钻孔时，单进水平90m；采取深度100m的区域防突措施顺层钻孔时，掘进工作面单进水平提高到130m/月，单进水平提高44.4%，减少了突出煤层掘进工作面防突工程施工对掘进时间的影响，促进了矿井生产接续。3.2.3 总结通过CMS1-6200/80深钻孔钻车配套QHE-16型三棱钻杆，解决了千米以下大采深、高地应力、高瓦斯压力条件下保护层掘进工作面区域防突措施顺层钻孔施工难题，增强了顺层钻孔防突措施的安全性、可靠性，消除了煤与瓦斯突出危险。同时提高了掘进工作面单进水平，减少了区域防突措施顺层钻孔施工对掘进的影响。3.3 回采区域顺层钻孔抽采技术夹河煤矿二叠系山西组7煤瓦斯含量达到14.04m3/t，属于突出煤层，按照防治煤与瓦斯突出规定、煤矿瓦斯抽采达标暂行规定，开采前必须进行瓦斯预抽，将煤层瓦斯含量降至8m3/t以下方可生产。7煤的透气性系数0.236m2/Mpa2d，属于低透气性煤层，本着安全、经济、快速的原则，开展回采区域平行顺层钻孔施工研究。采用德国dh矿业系统有限公司DL5钻机施工7449工作面回采区域平行顺层钻孔。3.3.1 DL5型钻机参数电机功率75kw，扭矩370Nm1072Nm，转速570R/min955R/min，组装完毕后分成两部分液压泵站及钻进工作部，见图3-8，两部分均为履带行走式。（a）钻进工作部（b）液压站图3-8 DL5型钻机外形结构图泵站尺寸为长宽高=391510501458mm，重4.5t；钻进工作部尺寸为长宽高=42929921637，重6.5t。配套钻杆型号：Skt41型螺旋型钻杆，92mm，见图3-9。图3-9 Skt41型螺旋型钻杆配套钻头型号：三翼钻头，108mm，见图3-10。图3-10 三翼钻头3.3.2 钻机特点（1）设计两级变速，根据不同情况可选择合适组转速，钻车转速快，排钻屑较顺畅。（2）三棱导轨设计合理，机头固定较好，机身稳定性强。（3）具有远距离操作功能，可实现50m以外远距离操作。（4）油温、油量、压力等各项保护较多，有利于钻车安全使用。3.3.3 存在问题（1）钻杆连接螺栓脱落，出现螺栓脱落，丢失钻杆现象。（2）钻车方位角通过人工挪移，锚链固定方式，钻孔角度控制难度大，耗时长。3.3.4 DL5型钻车改进方案（1）改进螺丝加固定销，改进后可通过弹簧卡和开口销实现双闭锁，防止钻车在钻进过程中出现螺栓脱落、丢失钻杆现象。（2）在使用Skt41型螺旋型钻杆的基础上，采用专用扭矩扳手紧固钻杆连接螺丝，紧固扭矩80Nm，增加钻杆连接螺栓强度，防止钻进过程中螺丝脱落。3.3.5 改进后实施效果对DL5型钻车的钻杆连接方式改进后，施工顺层钻孔深度均在90m以上，最深达到120m；钻进过程中未出现连接螺栓脱落、钻车稳定性差等现象。同时由于钻机转速高（最高达955r/min）、排渣量大，等效钻孔直径达到140mm左右，钻孔直径增加30%，增加了钻孔瓦斯流动面积，抽采浓度达2.0%，较之前1.5%提高33%，提高了低透性煤层的抽采效果，该钻车在千米采深条件下应用取得成功。但该钻车在机身稳固、钻孔角度调整方面仍需要改进，今后矿将与德国厂家共同研究解决，进一步发挥DL5型钻车的效率。3.4 采空区瓦斯抽采技术3.4.1 工作面概况庞庄煤矿张小楼井75216工作面位于-1025m西一下山采区西翼，倾斜上方为75214采空区，因断层影响，与75214采空区相距为118m，东侧为75215工作面采空区，西侧（切眼外侧）为未采区，邻近K1大断层，倾斜下方为未采区。该工作面倾角1025度，平均16度，煤层厚度0.44.0m，平均1.8m，走向长503m，工作面倾向平均长187m，可采储量21.71万t，工作面示意图见图3-11。该面直接顶为砂页岩，厚度3.9m, 浅灰色,含砂不均，局部呈互层状，小段呈砂岩状，f4；老顶为砂页岩，厚度12m, 浅灰色,含砂不均，局部呈互层状，小段呈砂岩状，f4。采用综合机械化走向长壁全部垮落法采煤。由于75216工作面作为保护层开采，除本层瓦斯涌出外，下伏9煤瓦斯也通过75216采空区向外涌出，容易造成工作面瓦斯超限，因此必须进行采空区瓦斯抽采。图3-11 75216工作面示意图3.4.2 高位钻孔瓦斯抽采原理工作面回采时，采空区顶底板岩层卸压，产生裂隙，由于瓦斯的升浮漂移和渗流特性，来自于开采煤层和卸压煤层内卸压瓦斯，沿裂隙通道汇集到采空区顶板裂隙区，在井下通风压力变化时这些瓦斯容易流动到采煤工作面，造成工作面瓦斯超限。把抽采钻孔布置在顶板裂隙内，实施高位钻孔瓦斯抽采，解决低透气性高瓦斯煤层开采瓦斯抽采困难的技术难题。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范围内在垂直方向形成3个带，即垮落带、裂隙带和弯曲下沉带；在水平方向形成3个区，即煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区，如图3-12。A-煤壁支撑影响区(ab)；B-离层区(bc)；C-重新压实区(cd)I-冒落带；-裂隙带；-弯曲下沉带图图3-12 回采工作面上覆岩层沿推进方向分区分带受采动影响，在采动压力场中所形成的裂隙带便成为瓦斯流动通道，裂隙带不断扩展会与采空区连通。由于瓦斯密度相对于空气密度小，瓦斯将涌向裂隙带，通过钻孔负压加速了瓦斯的流动，靠近回风巷的采空区内积聚的高浓度瓦斯大部分将被抽出来，实现瓦斯的分流，减少了瓦斯向上隅角及回风巷的涌出量，有效地降低回风流中瓦斯浓度，达到安全生产的目的。3.4.2.1 高位钻场设计75216工作面材料道走向长度680m，共设计7个高位钻场。17号钻场设计长度为9.3m，宽为4m，破顶挑高2.0m，见图3-13。图3-13 75216工作面高位钻场示意图将钻场布置在煤层顶板岩石中，一是增强封孔的严密性，消除孔口漏气，保证抽采负压；二是便于开孔定位，保证钻孔角度达到设计要求；三是增加钻孔有效抽采长度，提高抽采效果。3.4.2.2 高位钻孔设计经过对不同参数的高位钻孔抽采浓度进行对比、分析，最终确定高位钻孔参数如下：每个钻场布置8个高位抽放钻孔，呈两排水平分布，1#、2#、3#、4#为第一排，5#、6#、7#、8#为第二排。第一排距钻场平台底板向上2.0m，第二排距钻场平台底板向上1.6m平行于第一排钻孔，钻孔间距为0.8m。钻孔终点距煤层顶板的法线距离在16m-20m之间，钻孔孔深在114m左右，具体参数见表3-2、图3-14。表3-2 6#高位钻场高位钻孔技术参数表钻孔编号 () () ()L(m)h2(m)X(m)H(m)Y (m)13716114211316.516.824716114.13211316.919.634816114.39211318.8410.445816114.55211319.2513.257816114.971.611319.6914.868816115.231.611320.1217.678816115.231.611320.1218.489816115.531.611320.5621.3表中钻孔水平投影线与巷道的夹角（）；钻孔仰角（）；煤层倾角（）；L钻孔孔深（m）；H钻孔终点距煤层顶板的法线距离；h2钻场内钻孔开孔高度（m）；X钻孔轴线在巷道方向的投影长度（m）； Y 钻孔终孔点垂直水平面至煤层面的投影点到材料道下帮的水平距离（m）。图3-14 高位钻孔开孔布置图3.4.2.3 施工钻机、封孔工艺及瓦斯泵（1）施工高位钻孔使用ZDY1900S型钻机、63.5圆柱钻杆（或73宽叶片钻杆）和89的钻头。（2）高位钻场内各钻孔封孔采用水泥药卷、AB胶和海带联合封孔，封孔长度不小于6m。 （3）瓦斯泵选择2BEY67型水环式真空泵。3.4.3 回风隅角埋管抽采技术75216工作面回风隅角布置三趟抽采管路，一趟隅角埋管、两趟隅角插管，隅角埋管采用250mm铁质管路，隅角插管使用200mmPVC管路。（1）埋管抽采方式：75216材料道上帮安装一趟10寸铁质抽采管路作为上隅角埋管瓦斯抽采管路，抽采管路沿巷道顶板吊挂，每隔20m留设一个三通作为抽采口，根据工作面回采进度，提前超前工作面50m将10寸铁质上隅角瓦斯抽采管路四周用风袋布捆扎牢固，防止矸石冒落撞击管路产生火花。抽采管路三通和工作面切顶线一致齐时把三通闷盘拆除，用铁纱网把三通入口包好，防止矸石和异物进入抽采管路造成管路堵塞，保证抽采效果。（2）插管抽采方式：一趟插管布置在工作面切顶线向里2m位置，随工作面回采，及时拆除或更找短节，保证管路埋深2m左右，也可根据工作面实际地质变化情况及需要，采用3寸弹簧软管连接管路端头，将弹簧软管插入综采支架顶部等局部浓度较高地点进行抽采；另外一趟插管布置在工作面切顶线以里0.5m位置，并根据工作面实际瓦斯涌出情况，调整该插管抽采位置，保证工作面瓦斯治理效果。高位、回风隅角埋管、插管分别采用独立的瓦斯抽采泵、抽采管路，保证瓦斯抽采能力满足瓦斯治理需要。3.4.4 效果（1）消除了瓦斯隐患通过高位、隅角埋管、隅角插管等多种方法抽采，并且通过扩大瓦斯抽采系统能力，采取大流量瓦斯泵、大直径抽采管路独立抽采，明显减少了工作面风排瓦斯量，工作面回风流瓦斯浓度0.34%左右，风排瓦斯量较以前7煤工作面降低43%，消除了瓦斯超限，保证了安全生产。75216工作面回风瓦斯浓度见图3-15。（2）保证了工作面产能发挥75215工作面受到瓦斯制约，每天产量限制在4刀以内，否则容易造成瓦斯超限。由于75216工作面瓦斯治理到位，消除了瓦斯对生产的制约，工作面每天的产量提升至6刀，工作面产能得到充分发挥，取得了明显的经济效益。注氮防治理煤层自燃技术的研究与应用1 注氮防治煤层自燃技术原理氮气防灭火技术是利用制氮设备制取氮气，通过管路送入井下，注入采空区等煤炭可能自燃的区域，主要用于防治采空区自然发火和瓦斯爆炸，加快封闭并熄灭火区的过程模式。但氮气热容小，降温效果差，一旦重新供氧，火区极易复燃。因此，在开放式工作面的采空区防火中，必须有针对性地确定氮气释放口，才能有效缩短氧化升温带范围。在封闭注氮过程中，氮气不会损坏或污染机械设备、井巷设施，火区可以较快恢复生产。氮气防灭火技术与均压和其它堵漏风措施配合应用，效果会更好。注氮防治煤层自燃从注氮工艺可分为闭区注氮及开区注氮。闭区式注氮是向封闭的采空区或火区连续注入氮气，达到惰化火区的目的，注氮区域封闭越严密，注氮效果越好，可以作为封闭区域防灭火的主要措施。开区式注氮一般是指向回采工作面采空区连续注氮的一种方式，注氮管口由采煤工作面进风顺槽压埋在采空区内，借助漏风将注入的氮气散布在采空区内。这种注氮方式只能达到抑制煤层氧化速度，改变煤层氧化条件的效果，但不能作为工作面采空区防灭火的主要措施。氮气防灭火方式主要有以下三种：（1）单纯灭火注氮矿井发生火灾后，将火区迅速封闭，再进行注氮灭火。这种方式由于平时不注氮，可节约大量氮气，适用于发火次数少的矿井。纳林庙煤矿的防灭火方式以注氮为主，矿井发生火灾时，应立即采用注氮灭火。（2）以防火为主的连续