俯角穿层钻孔在下邻近层瓦斯治理中的应用与研究

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西铭矿48708工作面8号煤与下邻近层9号煤层间距较近,只有3.42 m.回采期间在矿山压力的作用下,工作面下履岩层形成“四区”和“三带”.由于下邻近层未采取任何瓦斯治理措施,采场底板有瓦斯涌出形成的“开锅”现象,下邻近层呈明显卸压特征,底板涌出瓦斯使工作面、上隅角瓦斯超限,回风流瓦斯常处于临界值状态,严重制约着工作面安全生产.通过理论研究计算,设计俯角穿层钻孔,抽采拦截下邻近层集中应力处游离瓦斯,降低了工作面风排瓦斯量,保证了工作面安全回采.
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研究顶煤放出率的影响机理及提高方法对于煤矿的经济效益和安全生产具有重要意义.针对13101综放工作面顶煤回收率低的问题,采用现场观测、理论分析结合的手段,研究分析顶煤放出率的影响因素,研究表明:煤体强度、裂隙节理、顶板条件对于顶煤的放出率起着决定性作用,通过采用水力压裂弱化顶板与选择合理的放煤步距、采放比和控制合理的放煤频率相结合的现场实施方案,使得13101综放工作面顶煤放出率极大提升.
回采面采空区遗煤自燃发火易引发瓦斯爆炸等事故,威胁矿井安全生产.文章分析了二氧化碳防灭火机理,研究了采空区注液态二氧化碳装备的技术工艺和相关工况参数,并在大平煤矿3111回采面采空区现场进行了应用.结果表明,灌注液态二氧化碳后,采空区进风侧氧化自燃带宽度比未采用任何措施时减少了10 m,回风侧减少了19 m,煤炭自燃防治效果显著.
煤矿采空区遗煤自燃容易造成瓦斯爆炸等严重事故.为及时掌握采空区煤炭自燃情况,文章利用束管监测方法测定了采空区煤炭自燃产生的气体成分和含量,得到了气体含量随时间的变化规律,认为以该工作面当前的推进速度不会发生自燃.通过对采空区煤炭自燃情况的准确预判,为保障矿井安全生产提供了有力支撑.
窄煤柱可提高煤炭采收率、提高矿井经济效益.但由于煤柱留设宽度小、在邻近采面采空区侧向压力以及本采面采动压力作用下容易出现巷道围岩变形量过大的问题,围岩控制难度高.5303回风巷采用8m窄煤柱护巷,针对巷道围岩受力、围岩特征及变形特点,提出综合使用锚网索喷方式支护围岩,采用注浆对窄煤柱进行加固,通过水力压裂以及底板卸压槽方式降低顶板压力及围岩应力影响.现场应用后,5303回风巷围岩变形量整体较小,窄煤柱保持稳定,采用的支护措施可满足回风巷使用需求.
文章针对S1301工作面回风巷原有支护无法有效控制巷道围岩变形的问题,基于原方案进行优化设计,并进行优化支护设计数值模拟和现场试验,模拟确定优化支护方案顶板和两帮平均支护应力较原始支护方案分别提升0.07 MPa和0.22 MPa,监测结果确定优化支护方案能有效控制巷道围岩变形量,顶底板移近量和两帮变形量由原来的358.6 mm和465.7 mm分别减小到33.6 mm和11.6 mm,围岩变形控制效果明显.
文章以15104工作面为研究背景,采用现场实测的方法,并根据观测结果,分析了15104综采面矿压显现规律.结果表明:15104综采工作面初撑力呈双正态叠加分布特征,工作面顶板仍为“O-X”破断形式,工作面中部支架受力较大,动载系数平均为1.53,来压步距较小,平均为17.22 m.
针对松软破碎煤巷在工作面回采过程中出现围岩变形量大,支护困难等问题,以老窑沟煤业50106工作面回采巷道为研究背景,通过理论分析及数值模拟相结合的方法,对注浆材料、注浆时机、注浆孔长度等注浆参数进行了确定,并对顶板及两帮的深浅注浆钻孔进行了设计.现场监测结果表明,巷道进行注浆加固后,顶板最大下沉量为52 mm,底板最大底鼓量为40 mm,两帮最大移近量为74 mm,较未注浆加固前分别降低了72.6%、66.1%、80.0%,说明该注浆加固技术方案下的巷道围岩变形量较小,巷道稳定性得到大幅提升,满足矿井正常
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为了提升煤矿开采中地表监测的准确性,将三维激光扫描技术应用于煤矿开采地表监测中.将Point cape软件与三维激光扫描仪联合使用,并利用该仪器采集地表三维监测数据,对采集到的数据做准确处理,最终得出煤矿开采地表监测结果.通过实验对比,充分证明设计的方法与传统GPS监测方法相比,误差率更低,监测结果更加准确.
根据特厚煤层大采高工作面需要,研发设计了ZY18000/35/77D型大采高掩护式液压支架.文章阐述了支架的选型设计中支架支护强度和工作阻力的确定,以及平衡千斤顶保持力矩的计算,并对支架的护帮机构、液压控制系统和支架四连杆优化设计、运动分析进行了较详细的介绍.