布孔间距和抽采时长对K1指标的影响分析

王栓林赵 晶张志荣

(1.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院,北京市朝阳区,100013; 2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院),北京市朝阳区,100013)

布孔间距和抽采时长对K1指标的影响分析

王栓林1,2赵 晶1,2张志荣1,2

(1.煤炭科学技术研究院有限公司安全分院,北京市朝阳区,100013; 2.煤炭资源高效开采与洁净利用国家重点实验室(煤炭科学研究总院),北京市朝阳区,100013)

依据钻屑瓦斯解吸指标K1值的数学表达式,分别求出K1值对瓦斯压力和抽采时间的偏导数,分析其变化率表明:布孔间距对K1指标的影响程度大于抽采时间,且布孔间距越小,抽采时间越长,K1指标降低越大,消突钻孔效果越显著.通过在掘进工作面设计不同布孔间距的消突钻孔进行测试和对比分析,结合技术经济合理性分析,优化钻孔施工工艺和工作面掘进工序,得到最佳消突钻孔的布孔间距和抽排放时长.

瓦斯突出K1指标 布孔间距 抽采时长 突出预测 消突措施

钻屑瓦斯解吸指标K1值被广泛地应用于煤巷掘进和石门揭煤工作面突出危险性预测当中,众多学者针对其临界值、测定影响因素等进行分析研究.胡千庭分析认为以K1指标预测以地应力为主导因素的压出、倾出类动力现象敏感性较差;陈建忠等对潘三矿突出指标的敏感性进行排序,并得出该矿钻屑瓦斯解吸指标K1为不敏感指标;史广山等研究表明K1能够很好地反映瓦斯压力的大小,并且与瓦斯压力成幂指数关系;高新春等分析认为瓦斯含量与K1值成对数关系,并据此实现工作面瓦斯含量的快速测定;赵旭生等从钻屑采样、钻孔布置、仪器操作等多方面分析K1值测定误差的影响因素;孔胜利等通过理论分析确定矿井K1值的临界值来指导工程实践.

前人的研究多倾向于K1值在不同条件下的敏感性及其测定的影响因素,但在煤矿生产防突预测和消突钻孔实施过程当中要实施“四位一体”的防突措施,受采掘接替紧张、防突钻孔施工时间长、钻孔抽排放时间短等因素的影响,且多数矿井采用《防治煤与瓦斯突出规定》中的0.5 m L/g·min1/2作为参考临界值,措施钻孔的布孔间距和抽排放时长直接影响矿井的安全成本和掘进进度,本文通过理论分析和现场实测对比分析布孔间距和抽采时长对K1指标的影响程度,优化了防突钻孔施工工序,缩短了消突耗时,给巷道掘进工序提供优化参考建议,生产效益和经济效益显著.

1 K1指标理论分析

1.1K1指标的提出

研究表明煤与瓦斯突出主要由地应力、煤层瓦斯压力和煤体的物理力学性质三方面的因素决定,K1值是目前区域和局部煤与瓦斯突出危险性预测和效果检验的主要指标之一,K1源于R.M.Barrer研究天然沸石对各种气体的吸附速度基础上测定:

式中:Qt——t时刻煤样累计瓦斯解吸量,m L/g;

K1——煤样暴露1 min内的瓦斯解吸量, m L·(g·min1/2)-1.

K1指标的物理意义相当于是煤样暴露1 min内的瓦斯解吸量,测定出的K1值越大,则突出危险性越大.目前广泛使用WTC和YTC突出参数测试仪进行K1指标测定,是测定10组数据后采用最小二乘法拟合计算得出的,其值的大小主要受煤样的分钟瓦斯解吸量影响.

1.2K1指标影响理论分析

当掘进工作面K1指标超过临界值时,需要施工消突钻孔,通过排放或者抽放来降低突出危险性.煤体瓦斯解吸规律是K1指标的基础理论支撑,瓦斯在原始煤体中的赋存包括游离和吸附两种状态,并处于动态平衡状态,当受到抽排放钻孔施工等外界扰动影响时,吸附瓦斯会向游离态转化,增加瓦斯解吸量,这种转化遵循煤体瓦斯解吸规律.通常使用排放半径或者抽放半径作为消突钻孔设计的基础依据.

史广山等根据扩散理论和钻屑瓦斯解吸指标K1的物理意义推导出:

式中:D——扩散系数,m2/s;

d——煤粒半径,m;

a、b——吸附常数;

P——煤层瓦斯压力,MPa;

Mad——水分,%;

Aad——灰分,%;

λ——孔隙率,%;

n——自然数,1,2,3,…;

γ——视密度,t/m3.

针对山西省吕梁宏岩煤矿6＃煤层运输下山掘进面,将D＝1×10-10m2/s,d＝2 mm,n＝100,a＝29.942 m3/t,b＝0.750 MPa-1,Mad＝0.40%,Aad＝6.88%,λ＝19.26%,γ＝1.28 t/ m3代入式(2),得:

本文结合工作面掘进和抽排放钻孔施工时间接续紧张的问题,主要从抽排放钻孔布孔间距和抽采时长两个方面进行理论分析,通过K1指标对P1的偏导数式(5)和K1指标对时间t的偏导数式(6)的比较,P1的变化率要大于时间t的变化率,推断煤层瓦斯压力比抽采时长对K1指标的影响程度大.

理论分析认为:布孔间距对K1指标的影响程度大于抽采时间,且布孔间距越小,抽采时间越长,K1指标降低越大,消突钻孔效果越显著.

2 K1指标测试分析

2.1 掘进工作面概况

山西省吕梁市宏岩煤矿设计产能90万t/a,可采煤层为山西组4＃、5上＃煤层和太原组6＃、9＃、10＃煤层,目前主要开采9＃、10＃煤层.9＃煤层位于太原组下部,上距6＃煤层平均34.14 m,煤层厚度0.96～1.90 m,平均1.58 m,结构简单,含0～1夹矸,顶板岩性为中砂岩、砂质泥岩、粉砂岩,底板为泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩;10＃煤层位于太原组中部,上距9＃煤层平均2.85 m.煤层厚度3.89～6.80 m,平均5.09 m,结构复杂,含夹矸1～4层,煤层厚度大且稳定,属稳定全区可采煤层,顶板为砂质泥岩、泥岩,底板为泥岩、砂质泥岩,在井田内东部与9＃煤层合并为9＃+10＃煤层,属稳定全区可采煤层.运输下山掘进工作面布置在9＃+10＃煤层中,沿10＃煤层底板掘进,巷道上部预留600 mm煤层,主要用于9＃+10＃煤层回采运输.

运输下山设计矩形断面净宽4.5 m,净高4.5 m,净断面20.25 m2,巷道长度为1455 m,采用锚网喷+锚索+钢带联合支护.

2.2 消突钻孔设计

该矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井,在掘进过程中加强了瓦斯基础参数的测试,测定瓦斯含量为10 m3/t,煤的坚固系数值为0.14,瓦斯放散初速度为16.2～19.8 mm Hg,按照掘进工作面局部防突管理.

根据矿井采掘情况,及时测定瓦斯解吸指标K1值和钻屑量S值,为方便对比分析,运输下山掘进至420 m处(方案Ⅰ)时,施工ø94 mm的抽排放钻孔,间排距为0.8 m×0.8 m,具体钻孔参数如表1所示,断面布置如图1(a)所示.当掘进至519 m处(方案Ⅱ)时,施工ø94 mm的抽排放钻孔,间排距为1.0 m×1.0 m,具体钻孔参数如表1所示,断面布置如图1(b)所示.

图1 运输下山巷道断面抽排放钻孔

表1 运输下山420 m和519 m处抽排放钻孔参数

2.3K1值测试方案

2015年4月25日开始在运输下山掘进工作面测定K1值,4月27日测试K1值为0.52 m L/g· min1/2,超过临界值0.5 m L/g·min1/2,5月1日-6日依据消突钻孔设计在运输下山420 m处正前施工抽排放钻孔23个,5月31日-6月3日在运输下山519 m处施工抽排放钻孔14个,依据《钻屑瓦斯解吸指标测定方法(AQ/T1065-2008)》进行瓦斯解吸指标K1值和钻屑量S值跟踪测试.

2.4 测试结果对比分析

将运输下山跟踪测试的钻屑解吸指标K1值和钻屑量S值的测定数据绘制成曲线见图2.

图2中Ⅰ位置为420 m处施工23个钻孔的位置,Ⅱ位置为519 m处施工14个钻孔的位置,施工后在掘进过程当中K1值均能够降到参考临界值0.5 m L/g·min1/2以下,但是由于位置Ⅰ抽排放钻孔布孔间距小于位置Ⅱ,位置Ⅰ后续掘进期间K1值明显小于位置Ⅱ,且在掘进的100 m过程当中,K1值一直处于0.2～0.3 m L/g·min1/2的低位水平,测试表明抽排放钻孔的布孔间距对K1指标有很大影响,布孔间距越小,检验消突工作面突出危险性效果的K1指标测定值越小,钻屑量S值变化不明显.

图2 K1和S值跟踪测试曲线

3 技术经济分析

将方案Ⅰ和方案Ⅱ设计的消突钻孔分别作为局部消突措施时,对各方案的钻孔施工时间、月度有效掘进时间、掘进进尺、钻孔施工成本4方面进行对比,具体见表2,并绘制施工进度见图3.

表2 方案Ⅰ和方案Ⅱ对比分析

图3 抽排放钻孔施工月进度

通过方案Ⅰ和方案Ⅱ的对比分析,方案Ⅰ的钻孔施工成本较高,方案Ⅱ的有效掘进时间较长,在均能达到消突效果的前提下,方案Ⅰ巷道掘进的防突瓦斯治理成本为1682.54元/m,方案Ⅱ为851.95元/m,从技术经济的角度出发考虑,方案Ⅱ要优于方案Ⅰ,因此在实际中要考虑抽排放钻孔的合理间距,以达到技术经济最优化.

4 结论

(1)理论分析和现场测试表明:抽排放钻孔的布孔间距对K1指标的影响程度大于抽采时间,且布孔间距越小,抽采时间越长,K1指标降低越大,消突钻孔效果越显著.

(2)在局部消突钻孔设计布置过程当中,除考虑以抽采半径为基础之外,还要结合技术经济比较来确定抽排放钻孔的合理间距.

[1] 胡千庭.对钻屑瓦斯解吸指标预测突出敏感性的探讨[J].煤矿安全,1997(10)

[2] 陈建忠,王兆丰等.潘三矿C13-1煤层突出预测指标敏感性分析[J].煤矿安全,2009(9)

[3] 史广山,魏风清.钻屑瓦斯解吸指标K1影响因素理论分析[J].安全与环境学报,2014(5)

[4] 贾东旭.钻屑瓦斯解吸指标临界值实验研究[J].煤矿安全,2013(8)

[5] 王永文,吴世跃等.钻屑解吸指标与瓦斯压力关系的应用[J].辽宁工程技术大学(自然科学版), 2010(3)

[6] 高新春,田坤云等.煤层瓦斯含量W与钻屑瓦斯解吸特征指标K1关系的数学模型[J].煤矿安全, 2011(7)

[7] 李新建.钻屑瓦斯解吸指标与瓦斯含量关系的实验研究[J].煤矿安全,2014(3)

[8] 曲方,张龙等.钻屑指标变化规律及其在突出预测中的应用[J].中国煤炭,2011(10)

[9] 孔胜利,程龙彪等.钻屑瓦斯解吸指标临界值的确定及应用[J].煤炭科学技术,2014(8)[10] 桂祥友,徐佑林等.钻屑量与钻屑瓦斯解吸指标在防突预测的应用[J].北京科技大学学报,2009(3)

[11] 秦跃平,史浩洋等.关于煤粒瓦斯解吸经验公式的探讨[J].矿业安全与环保,2015(1)

[12] 王栓林,赵晶.薄煤层本煤层瓦斯抽放钻孔有效抽排放半径测试[J].煤炭工程,2015(11)

[13] 季淮君,李增华等.基于瓦斯流场的抽采半径确定方法[J].采矿与安全工程学报,2013(6)

[14] 刘程.石壕煤矿顺层钻孔瓦斯抽放流场模拟与优化[J].煤矿安全,2012(7)

[15] 鲁义,申宏敏等.顺层钻孔瓦斯抽采半径及布孔间距研究[J].采矿与安全工程学报,2015(1)

(责任编辑 张艳华)

Analysis of influence of borehole layout and drainage duration on K1index

Wang Shuanlin1,2,Zhao Jing1,2,Zhang Zhirong1,2
(1.Mine Safety Technology Branch of China Coal Research Institute,Chaoyang,Beijing 100013,China; 2.State Key Laboratory of Efficient Exploitation and Utilization of Coal Resources (China Coal Research Institute),Chaoyang,Beijing 100013,China)

Based on the mathematics equation for gas desorption index of drilling chips (K1),partial derivative ofK1value on gas pressure and pumping time was calculated and analysis of its variation ratio indicated that the extent of influence of hole spacing onK1index is greater than that of drainage time,and smaller borehole spacing and longer drainage duration meant smallerK1index,which reflected more significant outburst control performance.Comparative measurement and analysis of outburst removing conditions with different design spacing layout at driving face,associated with technical and financial feasibility analysis,helped optimize drilling techniques and driving procedures at working face,figuring out optimum borehole layout and drainage duration for outburst-removing.

gas outburst,K1index,borehole layout,drainage duration,outburst prediction,outburst removing

TD713

A

王栓林(1983-),男,山西繁峙人,助理研究员,硕士,主要从事煤矿瓦斯治理与利用工程技术方面的科研和管理工作。