夹河煤矿大采深顺层钻孔深孔打钻技术研究与应用.doc

前言 2
1、概况 3
1.1 矿井概况 3
1.2 矿井地质概况 5
2、施工顺层长钻孔基本问题及主要参数的研究 13
2.1大采深顺层钻孔施工期间的常见问题 14
2.2顺层钻孔的设计 16
3、钻进工艺与工序的研究 21
3.1钻机设备的选择 21
3.2稳固钻机的要求 22
3.3排渣工艺的选择 24
3.4钻进过程中风力排渣参数的确定 26
3.5其他决定因素 32
4、大采深顺层深孔打钻技术的应用 36
4.1CMS1系列钻车使用情况 37
4.2合理利用风力排渣参数的打钻效果 41
4.3钻孔施工中常见问题的处理方法 44
4.4钻孔施工的效果 46
5、综合效益分析 49
5.1安全效益分析 49
5.2经济效益分析 49
6、结论 50
夹河煤矿大采深顺层钻孔深孔打钻技术研究与应用
前言
我国煤矿瓦斯灾害严重,尤其是煤与瓦斯突出,严重威胁矿井安全生产,制约矿井经济效益的提高。为有效防治煤与瓦斯突出,国内外科研工作者研究与实践,先后采取了松动爆破、超前排放钻孔、深孔控制卸压爆破、水力化等多项防突措施,有效地降低了突出强度和突出次数,取得了明显的防突效果。但随着矿井开采深度的加大,煤与瓦斯突出危险性以及各项防突措施的局限性日益显著， 防突工作也愈加困难，顺层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施施工成本低，速度块，可在较短时间内施工出更多钻孔，采用更为密集的钻孔对煤层进行有效和可靠的预抽，能够成功的消除煤与瓦斯突出危险性，但突出煤层施工钻孔期间存在成孔难、深度浅的现状对防突措施的效果造成很大的影响。如何施工出符合要求的高质量钻孔是我们当前需要解决的第一难题，本课题主要针对徐州矿务集团有限公司夹河煤矿深水平开采期间顺层长钻孔施工进行研究分析，提出能够满足施工高质量长钻孔的方法。

1、概况
1.1 矿井概况
夹河煤矿原名桃园煤矿，始建于1965年，由华东煤矿设计研究院设计，设计生产能力为0.45Mt/a。1969年10月投产，1970年达产，同年更名为夹河煤矿。1972年7月建成投产一座矿属洗煤厂，设计能力为年入洗原煤0.60Mt/a。投产以来，先后对矿井生产系统进行了不同程度的技术改造，使生产能力大幅度提高。1980年原煤生产达到1.30 Mt/a。1984年11月开始进行改扩建井，1994年9月完成，设计生产能力提高到1.20 Mt/a。1999年和2000年分别对主井和通风系统进行技术改造，提高了主井提升能力和矿井通风能力。2003年经江苏省经贸委审定，核定矿井综合生产能力为1.50 Mt/a,2010年经鉴定为突出矿井及冲击地压危险性矿井，目前矿井开采水平延伸至-1200m水平。
1.1.1 矿井位置与交通
夹河煤矿位于江苏省徐州市九里区境内，距徐州市约11Km。夹河井田东部与庞庄矿相临；西部以西陇海铁路与徐州地方煤炭公司大刘矿和徐州矿务集团公司义安矿为界；浅部自21煤层露头，深部至1煤层-1200等高线。井田走向长5.5Km，倾向长4.5Km，面积约24.75 Km2。
井田内铁路、公路水路均有，可通往全国各地，交通十分便利。西陇海铁路干线从井田西南通过，矿铁路专用线在夹河寨与西陇海干线接轨；矿专用公路与徐州市三环路、徐沛公路干线河西部矿区公路
连接成网；井田东测15Km左右有京杭大运河，常年可通航50t驳船。

图1-1 矿井交通示意图
1.1.2 井田境界
夹河井田东部F1号断层下盘以“徐煤局地（85）55号文”、上盘以“苏煤基司（87）252号”文件为界与庞庄煤矿相邻；西部以西陇海铁路与江苏天能集团公司大刘煤矿和徐州矿务集团公司义安煤矿为界；浅部自21煤层露头；深部至1煤层-1200m等高线。井田走向长5.5km，倾向长约4.5km，面积约24.75km2。
1.1.3采区概况
夹河煤矿深部-1200m水平西一区域位于夹河井田的东北角。浅部自-950m,深部至1煤-1200m等高线，东至京福绕城高速公路保护煤柱线，西至张小楼井田边界，走向长1.05km，倾斜长0.65km，面积约0.7km2。
目前邻区浅部正在开采，深部已开拓-1010～-1200回风暗斜井、皮带暗斜井和轨道暗斜井三条下山。
该区共施工过11个钻孔进行钻探，累计工程量13349.25m，均由原局地勘队施工。2005年10月由煤炭科学研究总院西安分院完成了三维地震勘探工作。
1.2 矿井地质概况
1) 地质构造
夹河井田位于徐州煤田九里山向斜南翼，石炭、二叠系地层是其含煤地层，在井田内均被第四系冲积层覆盖。井田内钻孔和井巷工程揭露的含煤地层主要有石炭系的本溪组（C2）、太原组（C3），二叠系的山西组（P11）、下石盒子组（P12）、上石盒子组（P21）、石千峰组（P22）地层。
夹河井田位于徐州复背斜九里山向斜南翼中段，为一单斜构造，沿东北、西南方向延展。地层产状沿走向、倾向变化较大，F1号断层下盘煤层由浅至深在剖面上大致呈台阶状。
井田内大中型断层较发育，共发育大中型断层21条，其中落差≥100m的断层4条，正断层1条（夹6），逆断层3条（F1、F2、SF33）；落差50-100m的断层共5条，正断层4条（夹1、夹2、夹5、F5），逆断层1条（F1-1）；断层落差20-50m的断层7条，正断层6条（F6 、F3、夹9 、SF10、SF11、SF22），逆断层1条（夹3）；落差10-20m且走向长度≥800m的断层5条(夹8、夹2-1、F16、F4、夹7)全部为正断层。
-1200m水平西一采取进行了三维地震勘探，中、小型断层及次一级褶皱得到有效控制，构造简述如下。
①褶曲：该区总体为一走向和倾向略有变化的单斜构造，地层走向北东～北北东、倾向北西～北西西，倾角5～25°，平均20°，局部倾角有较大变化。位于18-14钻孔、19-10钻孔之间发现向斜，轴向NE，倾角15～20°，向斜轴被DF22断层切割。位于20-10钻孔、20-11钻孔之间发现背斜，轴向NW，倾角5～10°。
②断层：依据三维地震勘探资料，该区中、小型断层较发育，共11条。
2) 水文地质
夹河煤矿井下潜水接受大气降水和地表水直接补给，因煤层地层上有较厚的第四系冲积层覆盖，第四系中部有一层较厚的隔水层，一般和下伏的承压含水层不发生直接水力联系。从该矿开采突水情况看，在浅部突水次数多，突水量大，深部减弱。在矿区外围东南-西南部奥灰出露于地表，可以接受大气降水及地表水的直接补给。由于本溪组岩层的阻水作用，奥灰水正常情况下对开采二叠系煤层无直接影响。矿井水文地质条件类型属简单-中等型。
3) 地温
根据中国科学院地质研究所地温资料，徐州地区恒温带深度为25-30m，温度为16.6℃。夹河井田内地温梯度由1.16℃/100m变化至2.52℃/100m，平均地温梯度为2.21℃/100m，属于地温正常区。本井田虽属于地温正常区，但据2煤底板地温等值线图和地温剖面图，在-600m水平以下，18-19线南段-650～-920m、24-25线南段-700～-850m为一级热害区（温度为31-37℃），其余为二级热害区（温度>37℃）。
4)瓦斯
夹河煤矿深部勘探对2、7、9煤进行23次煤芯瓦斯含量解吸测定，其中2煤9个，7煤9个，9煤5个，20煤1个。测定结果：2煤甲烷一般含量0.575～4.661cm3/gdaf，平均2.73cm3/gdaf；7煤甲烷一般含量0.487～8.374cm3/gdaf，平均4.49cm3/gdaf；9煤甲烷一般含量0.690～10.119cm3/gdaf，平均为4.528cm3/gdaf。
从各主采煤层瓦斯含量成果表中及2、7、9煤层瓦斯等值线图上可以看出，夹河矿区深部煤层瓦斯赋存特征为：
①7、9煤层瓦斯含量较高，绝对瓦斯与相对瓦斯量按1：1.3计算，7煤有两个样，9煤一个样换算出相对瓦斯量大于10m3/Td；
②各主采煤层瓦斯自然成分复杂，除甲烷外，可燃气体还包括C2H6～nC4H10，2煤还含有少量C5H12。CO2含量一般占总气体量的7.04%～12.06%不等。
③煤层顶底板岩性对瓦斯气体的保存有一定的影响，例如21-6孔9煤甲烷含量高达10.119cm3/g，7煤甲烷含量为7.352 cm3/g，其顶底板岩性均为泥岩。
5) 煤与瓦斯突出情况
2010年夹河煤矿对-1200m水平西一采区进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，夹河煤矿2#煤层在西一采取-1020m标高以上无煤与瓦斯突出危险性，为非突出煤层；7#煤层在-1086m标高以下、9#煤层在-1010m标高以下具有煤与瓦斯突出危险性，为突出煤层，夹河煤矿为煤与瓦斯突出矿井，测定各项指标见下表：
表1-1 -1200m水平西一采区2#、7#、9#煤层瓦斯参数测定汇总表
参数
煤层
2#
7#
9#
瓦斯参数
瓦斯压力P（MPa）
0.6
2.2
3.4
瓦斯含量C（m3/t）
7.80
14.04
13.18
煤的工业分析结果
吸附常数
A（m3/t）
27.506
29.684
26.32
B（MPa-1）
0.552
0.569
0.62
水分（%）
1.84
2.14
2.06
灰分（%）
14.12
8.96
7.42
挥发份（%）
28.22
30.64
32.22
真密度（m3/t）
1.66～1.68
1.4～1.42
1.32～1.38
视密度
1.59～1.60
1.35～1.37
1.28～1.33
孔隙率（%）
4.40～5.00
3.65～3.70
3.13～3.76
单项指标
破坏类型
Ⅱ～Ⅲ
Ⅲ
Ⅲ
△p
9.20
11.52
15.42
f
0.25
0.38
0.41
P（MPa）
0.6
2.2
3.4
6) 冲击地压情况
根据送检煤样测定的数据，判定夹河煤矿2煤及其顶板具有弱冲击倾向性、7煤及其顶板具有弱冲击倾向性、9煤具有弱冲击倾向性。煤层各项指标见下表：
表1-2 冲击倾向性指标
指标
弹性能指数(Wet)
冲击能指数(KE)
动态破坏时间(DT/ms)
冲击类别
2#煤层
2.43
1.59
26
弱冲击
7#煤层
2.30
2.73
223
弱冲击
9#煤层
2.76
1.61
241
弱冲击
表1-3 煤层的物理性质
煤层编号
指标
视密度
/kg·m-3
真密度
/kg·m-3
含水率
/%
自然吸水率
/%
2#煤层
平均值
1259
1348
1.67
3.02
7#煤层
平均值
1275
1372
1.74
2.67
9#煤层
平均值
1302
1423
1.57
2.48
表1-4 煤层力学性质
项目

煤层编号
单向抗压强度/MPa
单向抗拉强度/MPa
弹性模量
/×GPa
泊松比
凝聚力
/MPa
内摩擦角
/°
2#煤层
平均值
12.31
1.21
4.33
0.35
2.26
34.5
7#煤层
15.47
0.97
4.42
0.18
4.26
29.93
9#煤层
17.89
1.1
6.83
0.26
4.39
29.86
7) 煤层赋存与煤质特征
夹河井田内，可采和局部可采煤层共7层。总体上讲1、2、7、9煤，其煤厚沿走向在23线附近向东西两侧发生分异，西部煤层较薄，东部煤层较厚。各煤层倾向上亦具由浅部向深部逐渐增厚趋势。矿井煤系地质综合柱状如图1-2所示，其煤层赋存情况、可采煤层特征见表1-1。
表1-5 煤层赋存情况表
含煤地层
时代
石炭二迭纪
原始地质储量
5544.1万吨
矿井可采储量
7329.3万吨
主要煤种
气肥煤
煤质：灰分
2煤：18.95%
7煤：6.39％
9煤：17.8％
煤质：硫分
1、2、7、9煤：0.4～0.56%
8、20、21煤：2.39～3.36％
煤层赋存
状况
2煤、7煤、20煤、21煤比较稳定，1煤、8煤、9煤不稳定
开拓巷道的围岩稳定性
中等稳定
地质构造
复杂程度
Ⅱ类
现采煤层
2煤、7煤、9煤
开采深度
-1200m

图1-2 矿井煤系地质综合柱状图

8) 矿井开拓与开采
夹河煤矿原设计生产能力为0.45Mt/a，1969年10月投产，1970年达产。投产以来，通过系统改造及改扩建，生产能力不断提高。改扩建设计能力1.20Mt/a，2003省核定生产能力1.50Mt/a，2004年煤炭产量为1.59Mt。
矿井开拓方式为立井、暗斜井多水平集中运输大巷分区式开拓，单翼井田，通风方式为中央并列式。目前工业广场内有3个井筒，即主井、副井和风井，全为立井，副井和主井进风，风井回风，各采区实行分区回风。
矿井共划分为六个水平，第一水平-280m，为主井和风井的落底水平；第二水平-450m、第三水平-600m已结束开采；第四水平-800m、第五水平-1010m为现生产水平，第六水平-1200m为现生产水平。
矿井同煤层一般由上而下开采，不同煤层尽量采上层后采下层，局部不影响。采用壁式采煤法，工作面均采用单一煤层走向长壁后退式采煤法，一次采全高，采煤机割煤、装煤，使用可弯曲刮板运输机运煤。采用液压支架支护顶板，全部垮落法管理顶板。
9) 研究工作面基本情况
7447掘进面相对地面位于位于大丁场村东北，前崔店以西。处于-1010m西一采区，地面标高：+41.1m～+42m，工作面标高-960～-1085m；临近采区开采情况及四邻关系：临近采区开采情况及四邻关系：该面位于-1010七层回风道以东，东到夹张边界。上部为7445工作面（已回采结束），下部尚未开拓，相对地物为农田及建筑物，对掘进无影响。该面走向长1080～1150m，平均1115m；倾向长156～160m，平均158m；煤层厚度1.0～2.8m，平均2.3m；煤层倾角18°～32°，平均23°；煤层结构较简单。预计瓦斯相对涌出量大于10m3/t，且绝对涌出量小于40m3/min，属高瓦斯区，皮带机道属煤与瓦斯突出区域。巷道开窝巷道顶板伪顶岩性为页岩，厚度0.2～0.7m，岩性破碎，含炭纹，局部赋存；直接顶岩性为砂页岩，厚度1.58m，含砂多，显层理；徐矿集团高瓦斯矿井2煤、7煤、9煤硬度系数f为0.42～1.05，煤层顶、底板多位页岩或砂页岩，属“三软”煤层。
2、施工顺层长钻孔基本问题及主要参数的研究
顺层长钻孔抽放瓦斯作为工作面煤层治理瓦斯的措施，对于防治采煤工作面煤与瓦斯突出、降低回采过程中的瓦斯涌出量、大幅度减少回采中的局部防突工作量以及加快回采速度是非常必要的。顺层钻孔的成孔长度是将其作为严重突出危险煤层工作面的区域性防突措施先决条件，如果钻孔长度不足以达到控制整个回采工作面的范围，也就无从谈起将其作为区域性防突措施。因此，采用合适的顺层长钻孔参数，使顺层钻孔长度达到预定的要求是工作面瓦斯治理的关键。我国在松软突出煤层中虽然有钻孔深度超过150 m，甚至达到 240 m 的记录，但大部分的钻孔深度在 100 m 以下，且成孔率低，防突成本和瓦斯抽放成本很高。 因此，突出煤层钻进常见问题的处理是煤与瓦斯突出矿井急需解决的问题。而在徐州矿区更是面临钻孔深度不能达到要求的问题，主要有以下两个方面原因：
(1)徐州矿区煤层厚度属中厚煤层，而正常情况下煤层厚度在2m左右，考虑钻孔施工过程中钻杆下沉因素，理论上2m后的煤层钻孔深度也仅能施工只150左右。
(2)煤层松软，施工过程中易出现踏孔、卡钻等现象，影响正常钻进工作，甚至出现埋钻，丢失钻杆、钻头等情况，无法达到深孔要求。
第一个影响因素，受基础条件影响，我们无法解决，因此，顺层长钻孔的施工主要从分析常见问题原因，通过选择合理的钻进机具、钻进，提高成孔效率方面着手改进。
2.1大采深顺层钻孔施工期间的常见问题
顺从钻孔施工期间常见问题主要为喷孔、卡钻、踏孔等三个方面，尤其在突出煤层及松软煤层中施工钻孔期间更为常见，其原因分析如下：
(1)喷孔
喷孔是一种小型的井喷，喷孔时高压瓦斯流向孔口喷出，高压瓦斯携带的煤粉直接冲向巷道，孔口烟雾弥漫，并伴随煤炮声和气流冲击声。主要分为两种形式，一种是因为高压瓦斯、集中应力和软煤 3 个因素综合作用的结果。当钻孔进入软煤分层时，钻头的旋转对软煤产生冲击和破碎力，使煤体破碎，瓦斯迅速解吸。 煤体瓦斯的快速解吸使流入钻孔中的瓦斯涌出量增加几倍甚至几十倍，这时钻孔前后方出现了较大的瓦斯压力，出现了明显的瓦斯流，高压瓦斯流对破坏的煤颗粒起着边运送边粉化的作用，同时还继续向钻孔周边扩大影响范围。 由于钻孔孔径小和钻孔堵孔，瓦斯流和粉化了的煤颗粒难以顺利地向孔外排出，进一步增加了钻孔内外的瓦斯压力，使瓦斯涌出变成了爆发性的外喷。 有的几分钟就停止，有的可延续到 20 多分钟，喷出的煤粉在孔口附近形成堆积，可达到 1 t 或更多，巷道瓦斯浓度超限，只有停钻撤人。 喷孔往往伴随着垮孔、卡钻现象，无法继续钻进，甚至由钻进变成事故处理，有的煤矿曾出现打钻诱发瓦斯突出停钻 1 个月的现象；另一种是打钻产生的煤粉因煤体中含水量较大难以顺利排出，在钻孔的浅部（10 ～ 20 m 范围内）出现堵孔。 另外，打钻风压和风量不足，排碴不力，出现堵孔。 堵孔造成迅速解吸的瓦斯无法排出，孔内的瓦斯压力达到极限，发生喷孔，因此在突出煤层或软煤层中施工顺层钻孔期间，我们多采用风力排渣方法，一方面可稀释孔内瓦斯，避免瓦斯突出涌出，造成喷孔，另一方面防治煤体含水量增大，出现堵孔现象而发生喷孔。
(2)卡钻
钻孔施工过程中因破碎的煤粉把钻头和钻杆箍紧，钻头无法进退，甚至无法转动的现象为卡钻。造成卡钻的因素有 2 种， 第一种是钻孔孔底接近或打到夹矸、 岩层时，因岩层相对较硬，造成的； 另一种是喷孔时间长，排碴不力，孔内积尘增多，堵孔、塌孔的范围不断扩大。
(3)踏孔
钻进过程中，因煤体松软，受力后孔壁上方煤体大量垮落，堵塞钻孔，导致钻机无法进退或转动，不能成孔，甚至丢失钻杆及钻头。形成踏孔的原因主要有三个：①煤层软，孔壁受到震动后随钻进而垮塌。②钻孔深度不断增加，钻头下扎，孔型不直，发生弯曲后钻进时钻杆摆动而破坏孔壁，造成钻孔垮塌。③喷孔时瓦斯流对孔壁的破坏，造成钻孔垮塌。
2.2顺层钻孔的设计
在防突措施当中，顺层钻孔主要为顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施、顺层钻孔排放瓦斯措施等几种形式，钻孔设计过程中必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》相关要求执行，确定适当的钻孔间距、钻孔角度等参数。
2.2.1钻孔间距的选择
钻孔间距的选择，在预抽类型钻孔中，必须根据矿井实际抽采半径选择合适的钻孔间距。
目前应用的钻孔瓦斯抽放影响半径的测试方法主要有钻孔测试法和计算机模拟法及二者相结合的方法。在有效性指标的确定上, 钻孔测试法国内外采用的指标主要有以下三种: 瓦斯压力指标、瓦斯含量指标、相对瓦斯压力指标。
由于受煤层地质条件和周围开采扰动的影响, 在测试煤层参数时瓦斯压力起伏很大, 所以瓦斯压力值和瓦斯含量值难以实现连续、准确的测试, 使得采用绝对压力指标法和绝对含量指标法失去了可能性。但是当抽放钻孔作业时, 其周边的测压孔压力值会相应的降低, 因此, 可以选用相对压力指标法进行测试。
采用相对压力指标法进行测试时，首先在煤层打一排测压孔, 在每个测压孔装上压力表, 记录每个测压孔的原始压力P 1、P2、P 3 ... Pn; 然后进行抽放。观察各个测压孔瓦斯变化情况,将瓦斯压力下降到稳定压力10%以上的钻孔视为抽放影响范围内钻孔, 将距抽放钻孔最远的一个抽放影响范围内钻孔到抽放钻孔的距离视为抽放影响半径。定期观察每个测压孔的瓦斯压力Pc1、Pc2、Pc3 , Pcn。根据每个测压孔的原始压力和抽放后的压力, 可以得到每个测压孔的预抽率。如果a ( a= 1、2、3, , n ) 号孔以及a 号孔之前的每个测压孔的瓦斯压力下降量都大于或等于51%, 而a 号孔之后的测压孔都小于51%, 那么该孔号对应的位置就是钻孔的有效抽放半径。因此, 确定钻孔瓦斯抽放影响半径的指标为瓦斯压力下降10%以上, 确定抽放有效半径的指标为瓦斯压力下降51%以上。
为保证良好的抽采效果，2012年3月份开始，夹河煤矿在7447工作面皮带机道掘进期间施工两组钻孔对抽采半径进行测定，钻孔布置如图所示：
图2-1 抽放半径测定钻孔布置图

表2-1 抽采半径测定钻孔参数表
钻孔类型
钻孔编号
钻孔仰角（°）
钻孔偏角
钻孔深度（米）
抽放孔
抽放孔1
23
垂直于巷道走向
50
抽放孔2
23
垂直于巷道走向
50
观测孔
1
23
垂直于巷道走向
48
2
22
垂直于巷道走向
49
3
23
垂直于巷道走向
50
4
23
垂直于巷道走向
50
5
23
垂直于巷道走向
49
6
23
垂直于巷道走向
49
7
23
垂直于巷道走向
50
8
23
垂直于巷道走向
50
9
23
垂直于巷道走向
49
10
23
垂直于巷道走向
49
11
23
垂直于巷道走向
50
12
23
垂直于巷道走向
50
抽放钻孔采用1.5寸胶管、彩带、AB胶进行封孔，封孔长度不低于9m；观测孔采用水泥注浆封孔方式，封孔长度不低于9m，外口连接压力表，首先测定煤层原始瓦斯压力，压力稳定后，将抽放孔与主干管路连接进行不间断抽采，观测压力变化情况每天观测钻孔压力变化情况，判断有效抽采半径。
煤层原始瓦斯压力测定结果：
表2-2 观测钻孔位置煤层瓦斯压力测定表
项目

压力测定结果（MPa）
1#
2#
3#
4#
5#
6#
7#
8#
9#
10#
11#
12#
3月15日
0.24
0.20
0.24
0.25
0.30
0.22
0.24
0.24
0.26
0.24
0.22
0.24
3月16日
0.46
0.42
0.40
0.36
0.48
0.48
0.46
0.46
0.42
0.40
0.48
0.46
3月17日
0.52
0.50
0.54
0.52
0.52
0.54
0.56
0.52
0.52
0.48
0.54
0.52
3月18日
0.56
0.56
0.58
0.54
0.54
0.56
0.58
0.54
0.52
0.52
0.54
0.54
3月19日
0.56
0.56
0.58
0.54
0.56
0.56
0.58
0.54
0.52
0.52
0.54
0.56
3月20日
0.56
0.56
0.58
0.54
0.56
0.56
0.58
0.56
0.52
0.52
0.54
0.56
3月21日
0.56
0.56
0.58
0.54
0.56
0.56
0.58
0.56
0.52
0.52
0.54
0.56
3月22日
0.56
0.56
0.58
0.54
0.56
0.56
0.58
0.56
0.52
0.52
0.54
0.56
初步确定每个观测钻孔位置煤层瓦斯压力后，连接抽放钻孔，进行不间断抽采，收集观测钻孔参数。
表2-3 观测钻孔位置煤层瓦斯压力测定表
测定时间
与抽放孔距离（m）
原始压力（MPa）
3月24日夜班
3月24日早班
3月24日中班
3月25日夜班
3月25日早班
3月25日中班
下降比例（%）
测定数据
1#
0.5
0.56
0.42
0.30
0.26
0.26
0.24
0.24
57.1
2#
1
0.56
0.48
0.34
0.32
0.28
0.28
0.26
53.6
3#
1.5
0.58
0.48
0.42
0.38
0.34
0.30
0.28
51.7
4#
2
0.54
0.46
0.42
0.38
0.34
0.32
0.30
44.4
5#
2.5
0.56
0.52
0.48
0.44
0.42
0.40
0.40
28.6
6#
3
0.56
0.52
0.50
0.50
0.48
0.48
0.46
17.9
7#
0.5
0.58
0.50
0.42
0.38
0.32
0.30
0.26
55.2
8#
1
0.56
0.46
0.40
0.36
0.32
0.30
0.27
51.7
9#
1.5
0.52
0.42
0.36
0.30
0.26
0.24
0.24
53.8
10#
2
0.52
0.46
0.40
0.36
0.32
0.28
0.26
50
11#
2.5
0.54
0.48
0.44
0.40
0.38
0.36
0.36
33.3
12#
3
0.56
0.52
0.50
0.48
0.48
0.46
0.46
17.8
抽采影响半径及抽采有效半径与抽采时间有关，根据夹河煤矿7447工作面实际测定情况，在抽采两个原班的情况下，有效抽采半径取1.5m。因此，设计预抽煤层瓦斯防突措施钻孔时，钻孔终孔点间距不超过3m，并保证预抽采时间不低于两个原班。
2.2.2钻孔参数的选择
徐州矿区的主采煤层大多在2.5m左右，且收地质构造影响，煤层走向、倾向方面均有不同程度的起伏变化，不合理的钻孔参数，会导致钻孔提前打入煤层顶、底板，无法施工出有效的长钻孔，钻孔参数对施工长钻孔至关重要，设计钻孔前必须对巷道煤层赋存情况及时进行了解，或通过施工前探钻孔了解煤层起伏变化情况，根据探测结果，合理调整钻孔参数，以保证钻孔能达到设计深度，提高瓦斯抽采效果，保证工作面生产期间不受瓦斯影响。
影响长钻孔施工的钻孔参数主要有开孔位置、钻孔方位角、钻孔倾角等三个因素，我矿7447工作面皮带机道掘进期间施工顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施期间，通过有效调整钻孔参数，钻孔深度能达到投影距离80m的位置，有效提高了掘进工作面的单进水平。
7447皮带机道掘进工作面煤层厚度1.0～2.8m，平均2.3m；煤层倾角14°～32°，平均23°，根据《防治煤与瓦斯突出规定》要求，钻孔控制巷道两侧轮廓线外15m，如在实际掘进过程中煤层倾角达到或超过25°，则将钻孔控制到上帮轮廓线外20m，下帮10m。当煤层走向或倾向发生起伏变化时，钻孔的倾角必须进行及时调整：
图2-2 煤层起伏变化对钻孔参数的影响示意图

从上图我们可以看出，当煤层走向发生变化时，同样角度、同样深度的钻孔，终孔点控制范围将发生变化，如巷道走向角度较原巷道角度大则钻孔可能打入巷道底板，反之将打入顶板；而当煤层倾向发生变化时，钻孔终孔点控制在巷道轮廓线外15m位置，煤层倾向角度为10°到25°时，钻孔终孔点将抬高8.39m，如施工过程中钻孔角度不进行调整，必定无法达到施工长钻孔的要求。7447皮带机道掘进工作面在使用ZDY1900s型坑道式钻机施工区域防突措施钻孔期间，第9循环时，应煤层走向变化较上一循环大，导致前期钻孔长度总是不能达到设计要求，施工了2个长度无法达到设计要求的废孔，通过探测计算，调整了钻孔角度，方完成本循环的钻孔施工，且均达到了设计要求，消除了工作面的突出危险性。
3、钻进工艺与工序的研究
在顺层深钻孔施工过程中，选择合适的钻具、确定准确的参数至关重要，但钻进过程中稳钻的质量、排渣工艺的选择和其他影响罂粟也直接影响钻孔深度是否能达到要求的必要条件。
3.1钻机设备的选择
3.1.1钻机的选择
随着钻孔长度的增大，钻杆与钻孔间接触摩擦的面积和钻杆本身的重量都相应地增大，钻机的旋转扭矩和推进力也相应的需要增大。因此，要求选择的钻机要满足旋转扭矩和推进力增大的要求。7447工作面皮带机道掘进前期使用ZDY1900s型坑道式钻机，钻机性能参数如下表：
表3-1 ZDY1900s型钻机基本参数
型号
电机功率（KW）
最大扭矩（Nm）
最大起拔力（Kn）
最大给进力（Kn）
适用钻孔深度（m）
ZDY1900s型
37
1900
77
112
100～350
施工钻孔过程中，因煤层发生震动，钻孔排渣量增大，钻机各项参数无法满足继续施工钻孔的要求，钻机无法转动、给进或起拔，从而导致钻杆及钻头丢失，造成经济损失，因此，需要使用更高性能参数的钻机。
7447皮带机道施工顺层钻孔期间的实践证明，合理的选择钻机是施工深钻孔的保障。
3.1.2钻杆及钻头的选择
顺层钻孔的成孔长度要求较长，且在突出煤层施工过程中喷孔、卡钻等现象也非常严重，因此，对顺层长钻孔的施工钻具提出了较高的要求。首先，钻杆的强度必须相应提高，因为钻孔长度增大后，钻杆承受的旋转扭距的推力大大增加了；其次，钻头也必须进行改进，因为钻孔施工过程中的喷孔现象与钻孔直径有很大关系。根据理论分析和实践经验，直径小的钻孔周围地应力变化和破坏范围小于直径大的钻孔，发生喷孔的可能性及喷孔严重程度也明显小于直径大的钻孔。因此，根据顺层长钻孔的设计要求，可将钻头设计成二级组合钻头——在钻具的设计上将前端设计为直径较小的钻头，相隔一定距离后再增加一组正常直径的钻头，即在钻孔施工过程中，小直径钻头钻进，随后正常直径的钻头再扩孔，可以在很大程度上降低钻孔的喷孔程度和减少喷孔现象的发生。
3.2稳固钻机的要求
在大采深软煤层施工顺层钻孔期间，常常出现由于喷孔、踏孔、卡钻等现象出现钻机所受阻力突然增大，在通过调整钻机扭矩、给进力或起拔力后，钻机出现不同程度的前后滑动、左右摆动等现象，导致钻杆行进方向偏离设计轨道，钻杆与钻孔出现“憋劲”现象，轻则无法继续钻进，形成废孔，重则丢失钻杆、钻头，损坏钻进设备，因此，则特殊煤层施工钻孔前，牢固可靠的稳钻质量，有助于提高钻孔质量，避免其他事故出现。
以ZDY1900s型钻机为例，稳固钻机采用液压单体打压形式稳固钻机，将钻机作为一个整体，其稳钻后受力情况如下图。
图3-1 钻进时钻机受力示意图

其受力情况符合牛顿定律，当钻机给进过程中，受到给进力时：
F*cosα=（F3+F4）*sinβ+f
f=μN
N=G+（F1+F2+F3+F4）*cosβ
即：
F*cosα=（F3+F4）*sinβ+G+（F1+F2+F3+F4）*cosβ
F——钻进力
F1～F4——压柱支撑力
F——钻机与巷道摩擦力
G——钻机重力
μ——钻机底座与巷道摩擦系数，取0.3
当 Fmax*cosα≤（F3+F4）*sinβ+G+（F1+F2+F3+F4）*cosβ时，钻机牢固可靠。
钻进过程中如发现钻机受力发生较大变化，首先应该调整钻机稳钻参数，适当增加压柱压力，减小给进或起拔力，已保证稳钻质量符合钻进要求。
3.3排渣工艺的选择
在钻孔施工过程中，排渣方式的选择至关重要，它直接影响着钻进深度、钻孔成孔率、钻进效率。排渣通畅，钻孔中的钻杆运行阻力就小，有利于长钻孔施工和钻进效率的提高；反之，钻孔中钻杆的运行数度慢，甚至造成钻杆损失，对施工钻孔不利。
现行的钻孔施工中，排渣方式主要有水力排渣和风力排渣两种，两种排渣方式也各具优缺点：
1）水力排渣：
水力排渣是利用水作为一种介质，依靠水的压力将煤岩粉从钻孔内排除，当前在岩层钻孔施工中较为常用⑼
⑴优点
①水是井下常用的物质，取之方便，成本低，对钻头的冷却效果好。
②使用水力排渣时，钻头切割下的煤岩粉，通过水的渗透，变成碳水排除孔外，产生的煤岩尘小，作业环境好。
③湿润的煤岩体弹性变形减小，塑形变形增加，使钻孔周围的弹性潜能减小，钻孔周围的应力移入煤岩体深部，科减少钻孔周围的应力。
⑵缺点
①由于水注满整个钻孔，对瓦斯的自然排放造成封闭作用，瓦斯在局部聚集，压力增大，当压力超过水压时，便集中突发排除，造成喷孔现象。
②煤层软硬不易，含有软分层，裂隙较为发育，在水的冲刷作用下，软分层容易吸水膨胀和垮塌，容易造成卡钻，或在钻孔中踏孔后堵塞钻孔，在钻孔中水流停滞、排渣不畅，造成卡钻，严重时造成丢失钻杆、钻头事故。
③水作为一种介质，压力大，对孔口四周煤壁产生较大破坏，尤其在下山钻孔施工过程中，极易发生踏孔事故，对长钻孔施工不利，2003年前采用水力排渣技术，最深钻孔仅44m，钻孔深度远远不能满足防突措施钻孔的需求。
2）风力排渣
风力排渣是利用风压作为工作介质，通过风的压力将煤岩粉从孔内吹出，形成排渣系统。
⑴优点
①压风作为一种介质，重力小，排渣时对孔口周围的煤体破坏程度小，不易发生踏孔、卡钻等事故，尤其是在动力现象相对明显的地点施工时，风力排渣具有钻孔的成孔率高，有利于长钻孔施工等优点。
②风力排渣技术工艺简单，操作方便。
⑵缺点
排渣时，巷道回风侧空气的粉尘浓度大。由于钻头切割的煤粉是通过一定压力的压风吹出钻孔，受压力影响，打钻时的粉尘难以控制。
3）风水混合排渣
风水混合排渣就是使用压风与水混合，形成水雾气，吹到钻孔孔底，然后通过高压水雾气将煤粉从孔内排除。
⑴优点
能够解决水力排渣和风力排渣存在的不足之处，在保证钻进效率的前提下，提高现场环境质量。
⑵缺点
风、水比例控制难度大，现场操控性不强。
在实践操作过程中，常因风、水比例控制不当，水力过大，出现冲塌钻孔或风力不能满足将湿度较大的煤粉排出孔内的要求。
综合分析，在实际钻进过程中，选择风力排渣方式更适合大采深顺层深钻孔的施工，通过加强巷道除尘工作，降低粉尘的影响。
3.4钻进过程中风力排渣参数的确定
3.4.1 风力排渣的最小风速
粒子在流体介质中由静止状态开始自由下落时，当加速到一定速度后即变为等速沉降，此时的速度即称为粒子的沉降速度ut，且这一沉降速度的大小与粒子的物料性质和粒径有关。显然，对于单个的钻屑颗粒，风速必须大于其沉降速度才能被吹出。同时，根据气力输送原理，实际打钻时还要保证排渣量与产渣量的平衡，即满足不堵塞的条件。
　　对于一定粒径的钻屑颗粒，使其排出钻孔外的风速首先满足最小沉降速度，同时不要克服颗粒与孔壁之间的摩擦以及因钻孔倾斜所形成的位能。一般来讲，钻屑属于粗粒子，其等速沉降时流体介质（如空气）相对于粒子的风流的雷诺数Re＞500，在此工况下钻屑颗粒的沉降速度ut适用于牛顿阻力定律

式中 ut——与粒径等有关的颗粒沉降速度，m/s；
　　　　 g——重力加速度，m/s2；
　　　　 ρs——钻屑的密度，kg/m3；
　　　　 ρa——空气的密度，kg/m3；
　　　　 ds——钻屑的平均粒径，m。
　　根据有关理论，考虑到与孔壁的摩擦及克服位能等因素，排出钻屑颗粒的最小风流速度为:

式中 ua——排出钻屑颗粒的最小风流速度，m/s；
　　　　 ξs——钻屑与孔壁间的磨擦系数，取1；
　　　　 θ——钻孔倾角，上向孔取“－”，下向