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本煤层瓦斯抽采钻孔主动承压式密封技术研究_宋胜智.pdf

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1、本煤层瓦斯抽采钻孔主动承压式密封技术研究宋胜智(晋能控股集团挖金湾煤业公司,山西大同037003)摘要:针对目前国内顺层瓦斯抽采钻孔密封效果差、漏气现象严重、瓦斯抽采浓度过低等问题,提出了主动承压式密封技术。根据主动承压密封技术的密封原理,对此技术需要配备的设备以及封孔材料的各种性能进行了分析。该技术在国投河南新能开发有限公司王行庄煤矿进行了现场井下应用试验,结果表明,主动承压式封孔技术能够提高密封效果,切实可行解决瓦斯抽采浓度过低等问题。关键词:瓦斯抽采;主动承压;技术原理;抽采效果中图分类号:TD712.6文献标识码:A文章编号:1672-1152(2023)05-0063-020引言从我

2、国大约存在有 2/3 的回采工作面的预抽瓦斯浓度低于 30%的情况可以看出,抽采钻孔中封孔质量差的现象仍然存在。而瓦斯抽采孔的密封技术较差,使得密封效果不理想进而导致瓦斯抽采纯量和瓦斯抽采浓度较低,所以,改善瓦斯封孔技术成为了当前提高瓦斯抽采效率的关键。本文采用了一种抽主动承压式密封技术,对瓦斯抽采钻孔进行密封用以优化瓦斯抽采效率。1井下试验测试方法本文所述封孔技术的现场井下封孔应用现场试验煤层设定为河南省新郑市辛店镇境内王行庄煤的矿二 1、二 3 煤层。所选煤层的具体试验现场区域的标高处于+137.7+139.4 m 的范围内,选定现场试验区的工作面的标高处于-170-270 m 的范围内。

3、选定的井下现场试验区域内的地层特点:走向东南110;倾向由东向其余三个方向倾斜,与水平面夹成角度为 1020。煤层特点为与水平面夹角角度为24114;煤层瓦斯含量为和瓦斯流量衰减系数分别为 0.912.92 m3/t 和 0.070.10 d-1;最大煤层瓦斯压力为 0.7 MPa;其透气性系数与 0.015 m2/(MPa2 d);煤体、底板岩体和顶板坚固性系数分别约为 0.21、4 和46;煤层厚度平均约 4.8 m。本次试验所在煤矿将浸有聚氨酯的毛巾缠绕在四分管中,通过毛巾将钻孔将要密封段底部进行堵实,然后将水泥砂浆通过注浆泵泵入钻孔内。封孔方法如图 1 所示。2主动承压式密封井下现场试

4、验2.1测试钻孔参数本次实验方案中,将采用本文所述封孔技术对 5个钻孔实施封孔并设定为实验组,试验现场选定区域所在煤矿当前采用的主要的封孔方法对另外 5 个钻孔实施封孔并设定为对照组。两组钻孔的位置相邻,同步封孔,同步对数据进行监测。两组钻孔的实际参数如表 1 所示。2.2现场试验结果分析在试验现场选定区域所在煤矿 11071 瓦斯抽放巷道所布置的实验对照两组瓦斯抽采钻孔,1 号 5号实验组钻孔用新型封孔工艺进行封孔,6 号 10 号对照组钻孔方矿用原有工艺进行封孔,两组钻孔依次对照。钻孔封孔后的前 15 d 每两天对瓦斯抽采浓度进行一次监测并记录,钻孔封孔的 15 d 后瓦斯抽采时间内,每周

5、对两组钻孔瓦斯抽采参数进行一次监测并记录。实验钻孔与对照钻孔两组瓦斯抽采现场试验效果见下页表 2。收稿日期:2022-08-30作者简介:宋胜智(1995),男,山西大同人,本科,毕业于中北大学,助理工程师,从事矿井通风安全研究工作。总第 208 期2023 年第 5 期山西冶金Shanxi MetallurgyTotal 208No.5,2023DOI:10.16525/14-1167/tf.2023.05.0241压力表;2球阀;3测压管;4绵纱1-2俯角封孔工艺示意图图 1王行庄煤矿封孔工艺1压力表;2球阀;3回浆管;4测压管1-1仰角封孔工艺示意图表 1孔参数设计表孔号孔间距/m 孔径

6、/mm 钻孔深度/m倾角/()封孔长度/m1 号4 号39467+1485 号6 号39458-887 号8 号39461-589 号10 号39465-7812341234试(实)验研究山西冶金E-mail:第 46 卷4035302520151050平均抽采浓度/%123456789孔号101)分别对两组瓦斯抽采钻孔进行相同时间的瓦斯抽采,结合表 2 数据和图 3 统计分析可知,采用本文所述封孔方法进行封孔的瓦斯抽采钻孔抽效率对比与王行庄矿的原工艺封孔普遍较高。新工艺最高的抽采浓度比同期原工艺封孔浓度提高了 4.71 倍之多。2)由图 2 可以看出,使用新工艺进行封孔的最高瓦斯抽采浓度钻孔

7、为 1 号钻孔,其达到了 53.1%,比对比孔最高瓦斯抽采浓度钻孔 2 号钻孔的抽采浓度22.4%高出了 1.37 倍;3 号比 4 号高出了 59.18%;5 号比 6 号高出了 3.33 倍;7 号比 8 号高出了 4.74 倍。同时可以看出,相同瓦斯抽采时间内,采用本文所述封孔方法的实验组瓦斯抽采钻孔瓦斯抽采浓度减少量小于采用王行庄煤矿原封孔方法进行封孔的对照组瓦斯抽采钻的减少量,3 号、5 号和 7 号的钻孔瓦斯浓度在前 30 d 内都大于 30%,高浓度瓦斯抽采持续天数较长。在实施瓦斯抽采的第 7 周内,两组瓦斯抽采钻孔抽采瓦斯的浓度都在第 7 周内的同一天陡然增大,经过分析,其原因

8、可能是受采掘或其他钻孔施工的扰动发生应力变化,第 8 周的测试浓度再次降低,是因为瓦斯解析大量涌出后,瓦斯涌出达到平衡,只依靠负压抽出,所以瓦斯浓度又降低。3)根据为期 60 d 的现场试验期间所得数据进行整体分析,瓦斯抽采浓度的变化可以划分为两个阶段。第一阶段:瓦斯抽采初期处于钻孔刚形成阶段,在此阶段内,由于钻孔的形成,煤体内裂隙和孔隙增加,对瓦斯的吸附能力降低,导致瓦斯大量解吸,瓦斯压力突然释放,钻孔内瓦斯大量涌出;第二阶段:瓦斯抽采后期,因煤壁破裂而导致的钻孔内激增的瓦斯量随抽采负压的作用逐渐减少,进而释放了煤层的瓦斯压力,瓦斯的涌出形式由主动作用和负压作用结合下的涌出转变为单纯负压作用

9、下的涌出,在此期间,抽采瓦斯时它的流量整体处于平稳状态,因此可以认定抽采钻孔密封严密,封孔的气密性良好。3结论1)主动承压密封技术的两种特点:承担起注浆的压力;主动地支撑起抽采钻孔确保平稳抽采。这两种特点可以使封堵钻孔的效果更加明显,进而保证抽采钻孔密封效果的有效的提高。2)在送入能保证膨胀材料在固定空间膨胀的足量聚氨酯的前提下,通过安装布套和挡圈,主动承压式封孔工艺一次封孔增强膨胀材料了沿垂直于瓦斯抽放管路轴向方向的膨胀能力,同时也为二次封孔膨胀浆液沿垂直于瓦斯抽放管路轴向方向的膨胀做准备工作。3)对瓦斯抽采管进行的二次主动式封孔使用的膨胀材料可以快速反应凝结,同时在有液态转为固态的过程中体

10、积大幅膨胀,且具有一定的抗压能力,在一定程度上避免了反应后占用空间体表 2实验钻孔与对照钻孔各观测时间瓦斯抽放浓度%图 3钻孔平均抽采浓度(体积分数)柱状图孔号时间/d135791113152330374451581 号53.148.642.249.845.242.84436.432.228.626.418.66.86.82 号22.418.819.816.616.215.215.412.811.210.49.6212.86.28.63 号31.230.624.821.818.818.219.216.412.211.810.218.012.66.44 号19.619.418.617.818.6

11、17.416.813.412.211.810.819.28.63.85 号48.241.840.842.642.240.841.632.631.229.426.838.237.837.46 号19.616.426.212.612.29.89.66.225.244.984.6222.812.016.47 号61.159.259.459.460.857.659.441.628.626.625.428.81.613.28 号31.129.210.426.824.621.822.216.616.215.814.229.21.629.29 号10.210.48.69.49.207.809.016.216

12、.446.125.6228.61.2016.410 号10.210.69.29.28.487.928.286.846.165.945.1220.42.809.4图 2钻孔瓦斯浓度(体积分数)变化图706050403020100瓦斯抽采浓度 P/%0102030405060时间/d12345678910(下转第 70 页)64山西冶金E-mail:第 46 卷积减小的弊端,使得封孔具有更好的密封性,同时因其抗压能力,可以防止钻孔形成后的瓦斯抽采后期钻孔体积受应力发生变形和蠕变而导致的钻孔缩小。4)通过改良瓦斯抽采钻孔的封孔技术,提高了钻孔的密封效果,使得高浓度瓦斯抽采持续时间变长,从而使得瓦斯抽

13、采效率得到了明显增加,表明该项钻孔密封技术在煤层顺层钻孔治理瓦斯技术的封孔方面具有一定的推广价值。参考文献1张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术M.北京:煤炭工业出版社,2001.2刘三钧,林柏泉.钻孔密封机理及新型煤层瓦斯压力测定技术研究J.煤矿安全,2009,35(10):96-99.3郝志勇.材料复合技术及其在钻孔密封中的应用研究D.北京:中国矿业大学,2010.4王大庆,邢祥等.聚氨酯注浆封孔技术在松软煤层瓦斯抽放中的应用J.中国煤炭,2011,37(9):89-91.5孙波.煤层巷道松动圈测定技术及应用J.煤矿安全,2010,41(8):45-476杨晓红.煤层抽采钻孔瓦斯衰减分析与抽采钻孔

14、封孔工艺改进J.矿业安全与环保,2009,(6):105-106.7李琦,陈学习,陈鹏.瓦斯抽采钻孔主动承压式密封技术及应用J.华北科技学院学报,2012,9(2):21-25.(编辑:赵婧)Research on Active Pressure Sealing Technology for Gas Extraction Drilling in this Coal SeamSong Shengzhi(Jinneng Holding Group Wajinwan Coal Industry Co.,Ltd.,Datong Shanxi 037003)Abstract:In response to

15、 the current problems of poor sealing effect,serious gas leakage,and low gas extraction concentration in the drillingholes for bedding gas extraction in China,an active pressure bearing sealing technology has been proposed.Based on the sealing principle ofactive pressure sealing technology,the equip

16、ment required for this technology and the various properties of sealing materials were studiedand analyzed.An on-site underground application test was conducted at Wangxingzhuang Coal Mine of State owned Investment Henan NewEnergy Development Co.,Ltd.The results showed that the active pressure seali

17、ng technology can improve the sealing effect and effectivelysolve the problem of low gas extraction concentration.Key words:gas extraction;active pressure bearing;technical principles;extraction effect(上接第 64 页)稳定,可见,在采取巷道支护措施后,大大降低了巷道维修难度,确保了巷道围岩的稳定性。5结论1)在掘进期间,应力集中区域在巷道的两个底角处比较明显,最大应力为 15.4 MPa,应力

18、集中系数为 2.05,顶板和两帮的最大变形量分别为 23 mm、18.7 mm,顶板、两帮以及底板的最大破坏深度分别为3 m、15 m、0.5 m。2)在采用锚杆+注浆+锚索的支护方式后,巷道顶板的移近量在 250 mm 以内,巷道两帮的移近量在350 mm 以内,可见,在进行巷道支护后,大大降低了巷道的维修难度,确保了巷道围岩的稳定性。参考文献1陶广美,周晋碧,马赛,等.叠加应力影响巷道围岩变形规律及控制技术研究J.煤炭工程,2020,52(11):47-51.2李博.动压巷道围岩变形规律及控制技术研究J.当代化工研究,2019(15):49-50.3尚健.动压巷道围岩变形规律及控制技术研究

19、J.山东煤炭科技,2019(12):57-59;62.4惠捷,蔡胜海.深部软岩巷道围岩变形规律及稳定性控制技术J.煤矿安全,2017,48(10):208-211.5冀贞文,王怀新,王同吉.深井巷道围岩变形破坏规律及其控制技术J.煤炭工程,2004(2):32-34.6郑建彬,王其洲,杨森,等.重复采动影响下巷道围岩变形规律及其稳定控制技术J.煤矿开采,2015(3):76-80;105.7王成,丁子文,熊祖强,等.大断面动压回采巷道围岩变形规律及其控制技术J.中国安全科学报,2018,28(5):135-140.8孙志海,谢文兵,张佳文,等.跨采底板巷道围岩变形规律及其控制技术J.煤炭技术,

20、2016,35(9):65-67.9谢俊.顶板不同区域巷道围岩变形规律及稳定性控制技术研究J.煤炭与化工,2020,43(1):9-14.(编辑:赵婧)Numerical Simulation and Control Technology Research on Deformation Law of SurroundingRock in Deep Coal Seam RoadwayWang Xiong(Jinneng Holding Group Wangcun Coal Industry Company Excavation Team 1,Datong Shanxi 037000)Abstra

21、ct:The deformation law of deep coal seam roadway surrounding rock was analyzed through three-dimensional numerical simulationin the No.2 coal seam of a certain mine.The form of anchor rod+grouting+anchor cable was used for support,and industrial tests wereconducted on site.The results showed that af

22、ter using the support method of anchor rod+grouting+anchor cable,the displacement of theroadway roof was within 250 mm,and the displacement of the two sides of the roadway was within 350 mm.After supporting the roadway,the maintenance work of the roadway was greatly reduced,ensuring the stability of the surrounding rock of the roadway.Key words:deep coal seams;deformation of surrounding rock;numerical simulation;control technology70

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