CN114320293A - 一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法 - Google Patents
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Abstract
本发明提供一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,涉及矿山安全生产技术领域。本发明从采空区悬顶压裂和煤体弱化角度,降低煤柱的应力集中程度。采用水力压裂方法切断采空区悬露的顶板,降低采空区悬顶对煤柱的产生的作用力。同时,可以采用电脉冲预裂方法对煤柱的集中应力区域进一步预裂卸压,使集中应力向煤柱深部区域转移,降低巷道围岩的应力集中程度。两种方法共同作用,进而达到煤柱型冲击地压防治的目的。
Description
技术领域
本发明涉及矿山安全生产技术领域,尤其涉及一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法。
背景技术
煤矿冲击地压是指井下巷道、工作面等处的煤岩体突然破坏而产生的一种剧烈动力灾害。据统计,截至2019年6月我国正在生产的冲击地压矿井的数目为121座、产能约4亿t/a,在煤炭供应保障中发挥着重要作用。我国冲击地压的发生受煤柱影响较为常见,煤柱型冲击地压是由于巷道周围煤体中的压力(开采引起的二次应力)由亚稳态增加至极限值,其积聚能量的突然释放。实际开采的煤岩体能否发生冲击地压等动力灾害,不仅与开采过程中煤岩体的应力条件直接相关,同时取决于煤岩体自身是否具有一定的冲击倾向性。关于煤柱冲击地压卸压防治措施,可从两个方面入手,一是通过改变煤岩体结构和物理力学性能,减小煤层冲击倾向性;二是降低静载应力集中程度,使高应力区域向煤壁深部转移。
现有技术中,多是采用钻孔卸压和煤层注水技术对煤柱区域冲击地压进行被动防治。钻孔卸压工作量大,卸压效果不明显,需要进行多次卸压。煤层注水的防治效果有限,可以在一定范围降低煤体的冲击倾向性,改善围岩受力状态,同时注水效果与煤体中亲水性矿物的含量密切相关。煤柱型冲击地压防治的关键是控制煤柱的应力集中,邻近的采空区悬顶是主要的应力来源。因此,可以从采空区悬顶预裂和煤体弱化角度,降低煤柱的应力集中程度。采用水力压裂方法将采空区悬露的顶板切断,降低采空区悬顶对煤柱的受力。同时,可以采用电脉冲预裂方法对煤柱的集中应力区域进行预裂卸压,使集中应力向煤柱深部区域转移,降低巷道围岩的应力集中程度,进而达到煤柱型冲击地压防治的目的。
发明内容
针对现有技术的不足,本发明提供一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法。
一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,包括以下步骤:
步骤1:在工作面的邻近采空区的回采巷道设置应力在线监测站,对煤柱应力进行实时在线监测,根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据,综合确定冲击地压预警指标;
步骤1.1:在工作面的邻近采空区的回采巷道,每隔30-50m设置一个应力在线监测站,每个应力监测站包含若干个应力监测点,对不同深度的煤柱应力进行实时在线监测;应力监测点从巷道表面5m开始,每隔5m设置一个。
步骤1.2:监测站布置完成后,对煤柱的垂直应力进行实时在线监测;
步骤1.3:根据垂直应力和垂直应力变化率两项指标综合判别监测点冲击危险性,只要一项指标满足判别条件则判断有冲击危险。两项预警指标的数值根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据综合确定,其中垂直应力变化率Δσ计算过程如下:
式中,Δσ为垂直应力变化率,σ1为t1时刻监测点的垂直应力值,σ2为t2时刻监测点的垂直应力值,Δt为时间间隔t2-t1;
步骤1.4:根据监测得到的垂直应力大小和垂直应力变化率两项指标,对冲击危险进行评估;若监测的两项指标均小于冲击地压的预警值时,不需要采取措施;若监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤2;若采取步骤2后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤3;若采取步骤3后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤4。
步骤2:在工作面邻近采空区的回采巷道,向邻近采空区顶板未垮落的厚硬岩层打孔,采用水力压裂方法,切断采空区一侧悬露的顶板;
步骤2.1:通过计算或地球物理探测方法得到采空区垮落带高度,结合煤柱区域钻孔柱状图,确定垮落高度范围内顶板岩层中厚度大于10m的坚硬岩层,该厚硬岩层控制采空区侧的顶板悬露情况;
步骤2.2:在邻近采空区的回采巷道内,利用安装钻头的钻机倾斜向邻近采空区厚硬顶板方向施工钻孔,钻孔终孔位于厚硬岩层与采空区边界的交点位置,钻孔直径设定为45-90mm,钻孔间距设定为15-30m;
步骤2.3:钻孔内设置两个开槽点,分别在终孔位置和距终孔4-8m位置;
步骤2.4:当钻孔钻进至第一个开槽点时,将钻头换成开槽钻头,将带有开槽钻头的钻杆送入孔底,启动钻机施工定向水力压裂的楔形槽,完成第一个开槽点的开槽工作;
步骤2.5:退出钻头,将垮式钻孔封隔器和注水管推进至第一个开槽位置,利用手动泵为封隔器加压使胶筒膨胀封孔,将高压泵与注水管连接,开启高压泵直至第一个开槽位置压裂完成;
步骤2.6:重复步骤2.4-2.5,完成第二个开槽点的开槽和压裂工作。
步骤3:在工作面邻近采空区的回采巷道,向煤柱内打孔,注入具有改性作用的电解质溶液;
步骤3.1:工作面回采前,从煤柱内依次布置若干组钻孔;每组钻孔包括2个,钻孔之间的间距为10-20m,各组之间的间距为1-2m;
步骤3.2:在钻孔内安装注液管路,并采用高分子材料进行封孔,将外露的管路连接高压注液系统,注入设定浓度的具有改性作用的电解质溶液;
所述钻孔长度S-5m,S为煤柱宽度;封孔长度为10%钻孔长度;
所述高压注液的注液压力为8-12MPa;注液时间为24-48小时;
所述的具有改性作用的电解质溶液为HCl、NaOH、HNO3、H2SO4、H2CO3、KOH溶液中的一种,质量浓度为2%-5%。
步骤4:采用电脉冲技术对煤柱进行弱化;
步骤4.1:达到设定注液时间后,将孔内液体排出,将与高压防爆放电电源相连的正电极和负电极分别送入第1组相邻两钻孔底部,并将两电极安装于钻孔内壁;
步骤4.2:打开高压防爆放电电源的开关,进行电脉冲预裂煤体,对正负两电极之间的煤体进行放电,两电极之间激发出高能等离子体通道,煤体在等离子体力学效应作用下产生大量裂隙,煤体强度降低;
所述的电脉冲预裂之前,应完成煤体的注液工作,使钻孔之间的煤体处于被电解质溶液润湿状态。
步骤4.3:同时移动两电极至该组钻孔的下一预裂位置,直至完成该组钻孔之间煤体的预裂;同一组钻孔内预裂位置的间距为1-3m;
步骤4.4:重复步骤4.1-4.3,完成依次完成第2组、第3组……,直至所有钻孔预裂完毕,即完成整个煤柱的预裂。
采用上述技术方案所产生的有益效果在于:
本发明提供一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,具有以下技术效果:
1、采取水力压裂方法压裂采空区坚硬顶板,通过水力压裂的作用,使采空区顶板能够及时垮落,避免形成较长的以煤柱为支点的悬臂梁,从而达到降低煤柱受力的目的。
2、将注液与高压电脉冲有机结合起来,在向煤层中注入具有改性作用的电解质溶液,即提高煤柱内的孔隙裂隙,又促使离子溶液充分分布在煤柱区域,为高压电脉冲创造了有利条件。利用高压电脉冲产生巨大的能量,直接作用于煤柱上,在正负电极之间产生放电通道,巨大的能量瞬间通过放电通道,形成强大的应力波使煤体破裂,采掘时降低了煤柱的集中应力,减少冲击地压的发生。
3、该方法操作简单,安全可靠,能够有效的提高单孔瓦斯抽采率,在本技术领域内具有广泛的实用价值。
附图说明
图1为本发明实施例中煤柱切顶水力压裂钻孔与煤柱内预裂钻孔剖面图;
图中,1-邻近采空区的回采巷道;2-采空区;3-煤柱钻孔;5-采空区顶板水力压裂钻孔;6-水力压裂产生的裂隙;7-坚硬顶板;
图2为本发明实施例中煤柱内预裂钻孔和应力监测站布置平面图;
图中,4-煤柱应力监测站。
具体实施方式
下面结合附图和实施例,对本发明的具体实施方式作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明,但不用来限制本发明的范围。
本发明以某煤矿煤柱冲击地压防治为例对实施方式进行详细描述。206工作面埋深为800m,煤层厚度为12m,工作面内部无明显构造。煤层上部8m和30m处赋存有13m和18m厚的坚硬砂岩。工作面倾向长度为200m,走向长度为1400m。邻近的205工作面已经回采完毕,由于煤层顶板坚硬,采空区一侧顶板不易垮落,悬露的顶板使得煤柱产生了严重变形。
一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,包括以下步骤:
步骤1:在工作面的邻近采空区的回采巷道设置应力在线监测站,对煤柱应力进行实时在线监测,根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据,综合确定冲击地压预警指标;
步骤1.1:在工作面的邻近采空区的回采巷道,每隔50m设置一个应力在线监测站,每个应力监测站包含若干个应力监测点,对不同深度的煤柱应力进行实时在线监测;应力监测点从巷道表面5m开始,每隔5m设置一个。
步骤1.2:监测站布置完成后,对煤柱的垂直应力进行实时在线监测;
步骤1.3:根据垂直应力和垂直应力变化率两项指标综合判别监测点冲击危险性,只要其中一项指标满足判别条件则判断有冲击危险。两项预警指标的数值根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据综合确定,其中垂直应力变化率Δσ计算过程如下:
式中,Δσ为垂直应力变化率,σ1为t1时刻监测点的垂直应力值,σ2为t2时刻监测点的垂直应力值,Δt为时间间隔t2-t1,通常为1天。
垂直应力和垂直应力变化率两项指标预警指标的数值分布为20MPa和1MPa/天。
步骤1.4:根据监测得到的垂直应力大小和垂直应力变化率两项指标,对冲击危险进行评估;若监测的两项指标均小于冲击地压的预警值时,不需要采取措施;若监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤2;若采取步骤2后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤3;若采取步骤3后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤4。
步骤2:在工作面邻近采空区的回采巷道,向邻近采空区顶板未垮落的厚硬岩层打孔,采用水力压裂方法,切断采空区一侧悬露的顶板,降低悬顶对煤柱应力的影响;
步骤2.1:通过计算或地球物理探测方法得到采空区垮落带高度,本实施例中计算以及地球物理探测方法参照《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规范》,结合煤柱区域钻孔柱状图,确定垮落高度范围内顶板岩层中厚度大于10m的坚硬岩层,该厚硬岩层控制采空区侧的顶板悬露情况;
采用地球物理探测方法,确定垮落带高度为50m。该范围内存在两层厚硬顶板,即煤层上部8m和30m处赋存有13m和18m厚的坚硬砂岩。
步骤2.2:在邻近采空区的回采巷道内,利用安装普通钻头的钻机倾斜向邻近采空区两厚硬顶板方向施工钻孔,钻孔终孔位于厚硬岩层与采空区边界的交点位置,钻孔直径设定为90mm,钻孔间距设定为30m;
步骤2.3:钻孔内设置两个开槽点,分别在终孔位置和距终孔8m位置;
步骤2.4:当钻孔钻进至第1个开槽点时,将钻头换成开槽钻头,将带有开槽钻头的钻杆送入孔底,启动钻机施工定向水力压裂的楔形槽,完成第1个开槽点的开槽工作;
步骤2.5:退出钻头,将垮式钻孔封隔器和注水管推进至第1个开槽位置,利用手动泵为封隔器加压使胶筒膨胀封孔,将高压泵与注水管连接,开启高压泵直至第1个开槽位置压裂完成,实现对两层厚硬岩层的压裂切顶。
步骤2.6:重复步骤2.4-2.5,完成第2个开槽点的开槽和压裂工作。
步骤3:在工作面邻近采空区的回采巷道,向煤柱内打孔,注入具有改性作用的电解质溶液;
步骤3.1:工作面回采前,从煤柱内依次布置若干组钻孔;;每组包括2个钻孔,组内钻孔之间的间距为20m,各组之间的间距为1-2m;
步骤3.2:在钻孔内安装注液管路,并采用高分子材料进行封孔,将外露的管路连接高压注液系统,注入设定浓度的具有改性作用的电解质溶液;
所述钻孔长度S-5m,S为煤柱宽度;封孔长度为10%钻孔长度;
所述高压注液的注液压力为8-12MPa;注液时间为24小时;
所述的具有改性作用的电解质溶液为HCl、NaOH、HNO3、H2SO4、H2CO3、KOH溶液中的一种,质量浓度为2%-5%。
步骤4:采用电脉冲技术对煤柱进行弱化,进一步降低煤柱应力集中程度,降低煤柱冲击地压的危险。
步骤4.1:达到设定的注液时间后,将孔内液体排出,将与高压防爆放电电源相连的正电极和负电极分别送入第1组相邻两钻孔底部,并将两电极安装于钻孔内壁;
步骤4.2:打开高压防爆放电电源的开关,进行电脉冲预裂煤体,对正负两电极之间的煤体进行放电,两电极之间激发出高能等离子体通道,煤体在等离子体力学效应作用下产生大量裂隙,煤体强度降低;
所述的电脉冲预裂之前,应完成煤体的注液工作,使钻孔之间的煤体处于被电解质溶液润湿状态。
步骤4.3:同时移动两电极至该组钻孔的下一预裂位置,直至完成该组钻孔之间煤体的预裂;
所述的同一组钻孔内预裂位置的间距为1m;
步骤4.4:重复步骤4.1-4.3,完成依次完成第2组、第3组……第n组钻孔预裂,直至所有钻孔预裂完毕,即完成整个煤柱的预裂。
本实施例中煤柱切顶水力压裂钻孔与煤柱内预裂钻孔剖面图如图1所示,预裂钻孔和应力监测站布置如图2所示。
以上描述仅为本公开的较佳实施例以及对所运用技术原理的说明。本领域技术人员应当理解,本公开的实施例中所涉及的发明范围,并不限于上述技术特征的特定组合而成的技术方案,同时也应涵盖在不脱离上述发明构思的情况下,由上述技术特征或其等同特征进行任意组合而形成的其它技术方案。例如上述特征与本公开的实施例中公开的(但不限于)具有类似功能的技术特征进行互相替换而形成的技术方案。
Claims (5)
1.一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,其特征在于,包括以下步骤:
步骤1:在工作面的邻近采空区的回采巷道设置应力在线监测站,对煤柱应力进行实时在线监测,根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据,综合确定冲击地压预警指标;
步骤2:在工作面邻近采空区的回采巷道,向邻近采空区顶板未垮落的岩层打孔,采用水力压裂方法,切断采空区一侧悬露的顶板;
步骤3:在工作面邻近采空区的回采巷道,向煤柱内打孔,注入具有改性作用的电解质溶液;
步骤4:采用电脉冲技术对煤柱进行弱化,完成整个煤柱的预裂。
2.根据权利要求1所述的一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,其特征在于,所述步骤1具体包括:
步骤1.1:在工作面的邻近采空区的回采巷道,每隔30-50m设置一个应力在线监测站,每个应力监测站包含若干个应力监测点,对不同深度的煤柱应力进行实时在线监测;应力监测点从巷道表面5m开始,每隔5m设置一个;
步骤1.2:监测站布置完成后,对煤柱的垂直应力进行实时在线监测;
步骤1.3:根据垂直应力和垂直应力变化率两项指标综合判别监测点冲击危险性,只要其中一项指标满足判别条件则判断有冲击危险;两项预警指标的数值根据类比法和已有的冲击地压显现的垂直应力监测数据综合确定,其中垂直应力变化率Δσ计算过程如下:
式中,Δσ为垂直应力变化率,σ1为t1时刻监测点的垂直应力值,σ2为t2时刻监测点的垂直应力值,Δt为时间间隔t2-t1;
步骤1.4:根据监测得到的垂直应力大小和垂直应力变化率两项指标,对冲击危险进行评估;若监测的两项指标均小于冲击地压的预警值时,不采取措施;若监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤2;若采取步骤2后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤3;若采取步骤3后,监测的垂直应力大小和垂直应力变化率有一项指标仍达到冲击地压的应力预警值时,采取步骤4。
3.根据权利要求1所述的一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,其特征在于,所述步骤2具体包括:
步骤2.1:通过计算或地球物理探测方法得到采空区垮落带高度,结合煤柱区域钻孔柱状图,确定垮落高度范围内顶板岩层中厚度大于10m的坚硬岩层,该厚硬岩层控制采空区侧的顶板悬露情况;
步骤2.2:在邻近采空区的回采巷道内,利用安装钻头的钻机倾斜向邻近采空区厚硬顶板方向施工钻孔,钻孔终孔位于厚硬岩层与采空区边界的交点位置,钻孔直径设定为45-90mm,钻孔间距设定为15-30m;
步骤2.3:钻孔内设置两个开槽点,分别在终孔位置和距终孔4-8m位置;
步骤2.4:当钻孔钻进至第1个开槽点时,将钻头换成开槽钻头,将带有开槽钻头的钻杆送入孔底,启动钻机施工定向水力压裂的楔形槽,完成第1个开槽点的开槽工作;
步骤2.5:退出钻头,将垮式钻孔封隔器和注水管推进至第1个开槽位置,利用手动泵为封隔器加压使胶筒膨胀封孔,将高压泵与注水管连接,开启高压泵直至第1个开槽位置压裂完成;
步骤2.6:重复步骤2.4-2.5,完成第2个开槽点的开槽和压裂工作。
4.根据权利要求1所述的一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,其特征在于,所述步骤3具体包括:
步骤3.1:工作面回采前,从煤柱内依次布置若干组钻孔;每组包括2个钻孔,组内钻孔之间的间距为10-20m,各组之间的间距为1-2m;
步骤3.2:在钻孔内安装注液管路,并采用高分子材料进行封孔,将外露的管路连接高压注液系统,注入设定浓度的具有改性作用的电解质溶液;
所述钻孔长度S-5m,S为煤柱宽度;封孔长度为10%钻孔长度;
所述高压注液的注液压力为8-12MPa;注液时间为24-48小时;
所述的具有改性作用的电解质溶液为HCl、NaOH、HNO3、H2SO4、H2CO3、KOH溶液中的一种,质量浓度为2%-5%。
5.根据权利要求1所述的一种基于电脉冲的煤柱型冲击地压防治方法,其特征在于,所述步骤4具体包括:
步骤4.1:达到设定的注液时间后,将孔内液体排出,将与高压防爆放电电源相连的正电极和负电极分别送入第1组相邻两钻孔底部,并将两电极安装于钻孔内壁;
步骤4.2:打开高压防爆放电电源的开关,进行电脉冲预裂煤体,对正负两电极之间的煤体进行放电,两电极之间激发出高能等离子体通道,煤体在等离子体力学效应作用下产生大量裂隙,煤体强度降低;
所述的电脉冲预裂之前,应完成煤体的注液工作,使钻孔之间的煤体处于被电解质溶液润湿状态;
步骤4.3:同时移动两电极至该组钻孔的下一预裂位置,直至完成该组钻孔之间煤体的预裂;同一组钻孔内预裂位置的间距为1-3m;
步骤4.4:重复步骤4.1-4.3,完成依次完成第2组、第3组……第n组钻孔预裂,直至所有钻孔预裂完毕,即完成整个煤柱的预裂。
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Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102296982A (zh) * | 2011-05-15 | 2011-12-28 | 太原理工大学 | 一种电化学强化煤瓦斯解吸渗流的方法 |
CN103758570A (zh) * | 2014-01-14 | 2014-04-30 | 中国矿业大学 | 一种水力致裂控制临空巷道强矿压的方法 |
CN106437638A (zh) * | 2016-10-10 | 2017-02-22 | 太原理工大学 | 一种电化学提高煤层气采收率的方法 |
CN110388206A (zh) * | 2019-06-13 | 2019-10-29 | 太原理工大学 | 一种等离子体上行致裂残采区遗留煤柱的方法和装置 |
CN111648826A (zh) * | 2020-05-26 | 2020-09-11 | 陕西彬长孟村矿业有限公司 | 一种煤矿冲击地压预测预警系统及方法 |
CN112196532A (zh) * | 2020-09-29 | 2021-01-08 | 安徽理工大学 | 一种大直径深孔球状药包预裂顶板岩层降低煤柱应力的方法 |
CN113482720A (zh) * | 2021-07-02 | 2021-10-08 | 中煤第三建设(集团)有限责任公司 | 冲击地压条件下机械化作业线施工工艺 |
-
2022
- 2022-01-12 CN CN202210030185.5A patent/CN114320293A/zh active Pending
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN102296982A (zh) * | 2011-05-15 | 2011-12-28 | 太原理工大学 | 一种电化学强化煤瓦斯解吸渗流的方法 |
CN103758570A (zh) * | 2014-01-14 | 2014-04-30 | 中国矿业大学 | 一种水力致裂控制临空巷道强矿压的方法 |
CN106437638A (zh) * | 2016-10-10 | 2017-02-22 | 太原理工大学 | 一种电化学提高煤层气采收率的方法 |
CN110388206A (zh) * | 2019-06-13 | 2019-10-29 | 太原理工大学 | 一种等离子体上行致裂残采区遗留煤柱的方法和装置 |
CN111648826A (zh) * | 2020-05-26 | 2020-09-11 | 陕西彬长孟村矿业有限公司 | 一种煤矿冲击地压预测预警系统及方法 |
CN112196532A (zh) * | 2020-09-29 | 2021-01-08 | 安徽理工大学 | 一种大直径深孔球状药包预裂顶板岩层降低煤柱应力的方法 |
CN113482720A (zh) * | 2021-07-02 | 2021-10-08 | 中煤第三建设(集团)有限责任公司 | 冲击地压条件下机械化作业线施工工艺 |
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