集团公司瓦斯治理技术.docx

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1、集团公司每季度召开一次瓦斯治理技术创新现场会，鼓励各单位进行瓦斯治理技术创新，创新瓦斯治理模式，创新瓦斯治理技术，提高瓦斯抽采效率和效益，现将今年来，瓦斯治理创新主要新技术整理汇总如下，请各矿学习和借鉴。附：1、谢桥煤厚煤层顺层钻孔水力压裂增透技术2、朱集东矿薄煤层顺层钻孔中压水力化增透技术3、顾桥矿穿层钻孔定点（段）封孔技术4、快速测压技术及装备研制5、张集矿高压水力割缝增透技术6、潘三矿下向钻孔抽采“四化”管理技术谢桥煤厚煤层顺层钻孔水力压裂增透技术谢桥矿在1362（3）上顺槽采取了顺层钻孔水力压裂增透，单孔最大注水量145.4 m3/孔，平均注水量70m3/孔，单元平均浓度37.3%，平

2、均单孔抽采纯量0.11 m3/min，效果显著。1 工作面概况1362（3）工作面位于东二C组13-1煤采区，工作面走向设计长度2389m，平均煤层倾角13，煤层总厚1.47.2m，平均煤厚5.5m。最大原始瓦斯压力1.9MPa，最大原始瓦斯含量6.0m3/t，工作面采取顺层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施，钻孔平面投影间距5m，双排三花布置。2 压裂概况自5月11日开始进行顺层钻孔水力压裂工作，已累计完成注水钻孔11个，其中1-6#钻孔孔深64m，钻孔平均布置间距40m，7-11#孔深109m，钻孔平均布置间距20m，最大单孔注水量145.4m，最大注水压力21MPa。各单孔注水量、注水时间、

3、注水压力如表1。图1 压裂孔布置图表1：压裂情况统计表孔号方位()倾角()孔深(m)注水总时间（min）注水总量（m3）注水压力（MPa）1#0 -14 64 1190 68.9 16182#0 -15 64 844 67.5 13163#0 -12 64 74181.0 14164#0 -12 64 1003 69.3 12205#0 -12 64 1146 145.4 12186#0 -12 64 701 76.5 10187#0 -12 109 356 56 16188#0 -10 109 417 55.9 16189#0 -10 109 365 55.6 101810#0 -10 10

4、9 334 33.7 182111#0 -9 109 467 60.1 18213 压裂钻孔间距选择为考察压裂钻孔间距，根据1351（3）底抽巷面内压裂钻孔影响半径（走向及倾向均为60m）情况结合顺层钻孔封孔强度，施工初期设计钻孔间距按40m布置，采用BRW-400型乳化泵压裂，设定压力20Mpa，孔内下入42mm的水力压裂套管，采用囊袋配合膨胀水泥封孔，封孔深度30m，封孔方式见图3图3 压裂钻孔封孔示意图压裂初始未控制注水量，最大注水量达145.4m3/孔，压裂期间巷道帮部锚索（最远距离钻孔12m）存在淋水现象、底板也在不同程度底鼓，为考察压裂效果，在压裂钻孔周围按5m间距布置抽采钻孔，共

5、计施工7个抽采钻孔，按孔深20m、60m、80m定点取样测定原始及压裂后煤层含水率。表2：压裂区域煤层含水率统计表 孔号孔深1#（5m）2#（10m）3#（15m）4#（20m）5#（25m）6#（30m）7#（35m）20m5.0%4.2% 3.4% 2.8% 2.0% 1.8%1.9% 60m4.8% 4.2% 3.7% 3.2% 2.3% 2.0% 1.9% 80m3.9% 3.6% 3.2% 2.8% 2.3% 1.8% 1.8% 注：实测13-1煤原始煤层含水率1.8%后根据煤层含水率测定，5#钻孔距离压裂钻孔25m，含水率已接近煤层原始含水率，按含水率4%的标准初步确定压裂有效影响

6、范围为10m，后拟定压裂钻孔采用20m间距布置，压裂采用相邻钻孔交替施工的方式进行。图5 压裂影响范围示意图4效果考察4.1 单元抽采纯量增加，单元抽采计量自6月20日形成，截至7月10日共计合茬抽采钻孔23个（包含压裂前施工的2个顺层孔），单元平均浓度37.3%，平均单孔抽采纯量0.11m3/min，较1351（3）工作面水力压裂（底抽巷穿层钻孔面内压裂，注水压力24MPa，注水量300m，有效压裂半径60m）后最大的单孔纯量0.075m3/min/孔增加了0.035m3/min/孔。4.2 考察3#压裂钻孔周边两个钻孔（12#、13#顺层钻孔）、2个原始压裂钻孔（15#、17#压裂钻孔未压

7、裂）单孔浓度及流量情况。单孔浓度较压裂前平均降幅较大，压裂前单孔平均考察浓度52.1%，注水后降为36.6%，降幅30.8%。但单孔纯量较压裂前增加明显，平均增幅0.06m/min/孔。4.3 煤层含水率增加明显，通过考察，压裂钻孔20m范围内平均煤层含水率为3.7%，含水率较原始煤体增加205%。朱集东矿薄煤层顺层钻孔中压水力化增透技术1222（1）上顺槽顺层钻孔采取中压水力化增透技术后，钻孔等效直径扩大了约2倍，钻孔抽采浓度提高了4倍，百孔抽采纯量提高了2倍，预计该工作面预抽时间同比可缩短三个月。1 工作面概况1222（1）工作面位于西一11-2煤盘区，走向长度1045m，倾向长度220m

8、，平均煤厚1.3m，原始瓦斯压力0.73MPa，原始瓦斯含量4.5m3/t，煤层透气性系数为0.762 m2/(MPa2.d)，工作面采用两巷顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域消突。2 中压水力化增透技术2.1中压水力化增透技术方案1222（1）上顺槽共设计96个顺层孔，孔间距10m，钻孔倾角-22，设计孔深115m，每隔30m选取一个孔采取中压水力化增透技术。图1 水力化增透措施孔平面布置图2.2水力化增透技术设备水力化增透技术设备选型为BRW-80/35*4A型乳化泵，额定压力35MPa，额定流量80L/min，管路采用25mm高压胶管。2.3水力化增透技术实施钻孔施工先使用120mm钻头，施工至设

9、计孔深后，更换260mm掏穴钻头从孔深30m处开始掏穴，直至孔底；掏穴结束后，更换专用冲孔钻头从孔深30m处开始中压水力冲孔，直至孔底；水力化增透技术结束后采取跟管钻进工艺下套管封孔。冲孔水压为1020MPa，钻孔掏穴及冲孔过程中，详细记录掏穴及冲孔过程中的排屑量。3 顺层钻孔封孔为确保顺层钻孔“孔封严”，针对传统封孔工艺无法反复注浆、采取水力化增透后封孔段孔径变大普通囊袋无法满足封孔要求等缺陷，矿进行了工艺改进。现封孔工艺如下：3.1下套管工艺（1）采取跟管钻进工艺下套管：中压水力化增透后，更换120mm开闭式钻头，将钻头送至孔底后向外起钻1米，将1吋pvc套管从钻杆内送至孔底。（2）起钻后

10、，下入22米2吋套管进行封孔，外段为2m2吋铁管。（3）将大直径专用封孔囊袋沿2吋封孔管送至孔深20米处进行注浆封堵，将囊袋爆破阀设置在孔口。图2 封孔囊袋改进前后实物图片（4）囊袋注浆封堵后，在封孔段内分别下入18m和16m的注浆管及2m返浆管各1根，其中16m注浆管末端设置爆破阀用于反复注浆；孔口1m段采用聚氨酯封堵。图3 改进后封孔示意图图4 改进前封孔示意图3.2注浆工艺（1）利用ZBQ25_5型气动注浆泵，将水灰比1：0.7的水泥浆通过18m注浆管注入封孔段进行封堵，直至返浆管返浆。（2）待水泥浆凝固后，利用16米注浆管二次注浆，待注浆压力稳定在2MPa后停止注浆。（3）一段时间后若

11、抽采浓度降低，利用返浆管再次进行带压注浆。4 中压水力化增透技术取得的效果为了考察中压水力化增透技术效果，选取钻孔排屑量、抽采浓度及抽采纯量进行分析。4.1钻孔排屑量分析1222（1）上顺槽目前采取增透技术的钻孔有1#、4#、7#、10#、13#、16#、20#、25#、28#、31#、34#、37#、42#、46#、49#、52#、53#、54#、55#、56#、57#、58#、59#、60#、61#、62#、63#、64#。对钻孔增透前后排屑量进行统计，未采取增透技术钻孔排屑量为0.011m3/m，采取增透技术钻孔排屑量平均为0.095m3/m。增透技术前钻孔直径为120mm，通过换算采取

12、增透技术钻孔等效直径平均为355mm，采取增透技术后钻孔的等效直径约为之前的3倍。4.2抽采浓度分析1222（1）上顺槽顺层钻孔采取中压水力化增透技术后，对钻孔抽采浓度进行了考察。选取采取中压水力化增透技术的28#、53#、54#和未采取中压水力化增透技术的29#钻孔抽采浓度进行比较。通过比较，改进封孔工艺并采取中压水力化增透技术的钻孔比未采取上述措施的钻孔在同等时间范围内抽采浓度提高了4倍。4.3抽采纯量分析1222（1）上顺槽目前已施工顺层钻孔64个，采取中压水力化增透技术钻孔28个，干管抽采浓度平均21%，混合量约4m/min，百孔抽采纯量1.31m/min；用传统封孔工艺且未采取中压水

13、力化增透技术的1232（1）上顺槽抽采114个顺层钻孔，干管抽采浓度平均5%，混合量约10m/min，百孔抽采纯量0.43m/min。经比较百孔抽采纯量提高约2倍。5.4封孔成本分析封孔工艺改进前，每个顺层钻孔封孔需封孔囊袋2个，连接头1个；封孔工艺改进后，仅需封孔囊袋1个，聚氨酯1/4组，连接头1个，每个钻孔封孔成本节约86元。1222（1）工作面共设计200个顺层钻孔，节约封孔成本17200元。表1 封孔成本对比表材料名称封孔工艺改进前封孔工艺改进后节约成本封孔囊袋130元2130元1130元连接头18元118元10聚氨酯/177元1/4-44元合计278元192元86元顾桥矿穿层钻孔定点

14、（段）封孔技术顾桥矿1414（3）轨顺底板巷穿层预抽钻孔采用水力压裂、水力割缝、掏穴等增透措施后，并基于囊袋封孔技术，对穿层预抽钻孔封孔工艺进行改革，创新定点(段)式封孔技术，取得很好效果。1 基本情况1414（3）轨顺底板巷全长1460m，标高-722m-660m。共划分为五个条带预抽评价单元，实测第一评价单元最大瓦斯压力1.02MPa，瓦斯含量6.08m3/min，第二评价单元最大瓦斯压力0.9MPa，瓦斯含量5.26m3/min。自第二评价单元起，采取水力压裂等增透措施，并试验定点(段)式封孔技术。2 增透情况2.1 水力压裂水力压裂孔按间距3060m布置，第二评价单元共施工5个,201

15、5年3月6日起，逐个进行水力压裂,压裂期间,压裂孔周围及巷道内未发现出水及围岩变形等异常情况。2.2 压裂区抽采效果考察1414（3）轨顺底板巷第二评价单元，已合茬抽采20组，共200个钻孔，单元干管抽采浓度平均56%，单元抽采纯量平均2.76m3/min，单孔抽采纯量平均0.0138m3/min。压裂区单孔抽采纯量是未压裂区域的3.2倍。3 定点(段)式封孔定点(段)式封孔技术核心是通过采用囊袋技术变孔口堵为孔底定点（段）堵，解决因巷道围岩裂隙、孔内套管接头多等造成封孔漏气问题，同时也解决了封孔工艺过程繁杂、成本高等问题。 3.1 创新思路1414（3）轨顺底板巷围岩裂隙发育，经现场测定，巷

16、道围岩裂隙最大发育深度达20米，采用传统“两堵一注”封孔技术，封孔深度一般为15米左右，不能有效封堵巷道围岩深部裂隙，若采用传统孔口“一堵多注”封孔至煤层底板，但注浆时间长，注浆量大，平均每孔消耗水泥0.5吨。第一评价单元施工穿层钻孔过程中，经常出现同组甚至不同组钻孔之间相互连通串气现象，造成钻孔抽采浓度低。围绕深封孔避开围岩裂隙、减少抽采套管接头，提高抽采浓度这一思路。基于囊袋封孔，将封孔囊袋移至孔底见煤点顶（底）板附近，并采用囊袋返浆管抽采，有效解决了孔口段及孔内套管接头漏气问题。3.2 封孔情况3.2.1 封孔深度确定先测定围岩裂隙的最大发展深度，根据裂隙发育深度进行封孔设计，将传统的孔

17、口“一堵多注”封孔段移至裂隙区域以里2m以上。从而有效避免围岩裂隙对钻孔封孔段的影响，也无需对巷道围岩进行喷注浆堵漏。3.2.2 封孔装置3.2.2.1 定点（段）式封孔（双囊袋、1吋PEC抽采套管）为考察12mm返浆管作为抽采管的可行性，采用1吋PEC胶管做为抽采管，封孔工艺同定点（段）式封孔工艺。 3.3 效果考察1414（3）轨顺底板巷第二评价单元共设计35组穿层预抽钻孔，合计370个钻孔（包含5个水力压裂孔）。为了对比定点(段)式封孔与传统式封孔抽采效果，我们分单组、单孔进行考察，共选择四组不同封孔工艺进行对比分析，一组定点(段)式单囊袋封孔方式，一组定点(段)式双囊袋封孔方式，一组定

18、点(段)式单囊袋封孔方式（采用1吋PEC胶管作为抽采管），一组传统式孔口“一堵多注”封孔方式。3.3.1 考察结果通过上单孔、单组抽采浓度、流量曲线可以看出：定点(段)式单囊袋封孔。单组抽采浓度80%，单组抽采混量0.17m3/min，单孔抽采纯量0.0136m3/min，百孔抽采纯量1.36m3/min；定点(段)式双囊袋封孔。单组抽采浓度82%，单组抽采混量0.17m3/min，单孔抽采纯量0.0139m3/min，百孔抽采纯量1.39m3/min；定点(段)式双囊袋封孔（1吋PEC抽采管）。单组抽采浓度64%，单组抽采混量0.22m3/min，单孔抽采纯量0.0141m3/min，百孔抽

19、采纯量1.41m3/min；传统式孔口“一堵多注”封孔。单组抽采浓度51%，单组抽采混量0.27m3/min，单孔抽采纯量0.0138m3/min，百孔抽采纯量1.38m3/min。经证实，定点（段）式封孔无论采用12mm的抽采管，或1吋PEC抽采管，均满足集团公司抽采标准及需要，但25mm管质硬，下管不方便，需多人操作。3.4 创新点3.4.1 改变封孔位置，节省喷注浆费用将钻孔封孔段移向钻孔深部，避开围岩松动圈及裂隙带，消除了围岩裂隙对钻孔封孔段的影响，因此，节省了保证钻孔封孔效果而进行喷注浆，每米巷道可节约费用1109元（附表1），按2000m巷道计算，可节省222万元。附表1 岩巷每米

20、喷、注浆费用表3.4.2 简化封孔程序，实现快速封孔封孔方面，定点(段)式封孔材料只要一个囊袋、一袋特效水泥（50公斤）、1吋PVC管5根（配套5个1吋管箍），一盘12mm胶管，两人即可将材料带至现场，。传统式孔口“一堵多注”封孔需要一个囊袋、一袋特效水泥（50公斤）、810袋普通水泥、1吋PVC管33根（配套32个1吋管箍）、2根2吋铁管（配套2吋变1吋管箍一个、2吋管箍一个）等，材料繁多，需要车皮打运至现场，且封孔时间需要35小时，遇到底板巷打运困难时，影响打钻封孔时间。3.4.3 孔内抽采管零接头，提高抽采浓度传统式孔口“一堵多注”封孔采用全程下1吋PVC套管，孔口两根为2吋铁管，套管之

21、间采用管箍连接，若连接不紧密，水泥质量差造成凝固效果差，都会出现漏气现象。定点(段)式封孔取消囊带外所有1吋、2吋套管，用囊袋配套的12mm返浆管做为抽采管，实现孔内抽采套管零接头，解决了因套管接头不严的漏气问题。节省封孔材料定点（段）式封孔工艺单孔封孔费用约260元/孔左右，传统封孔工艺单孔封孔及合茬费用达1103元/孔（不含材料打运费用），单孔成本降低3576%，以2000米长巷道计算，仅封孔费可节省170万元以上。4 结 论4.1 条带预抽地点积极采取增透措施是提高抽采效果的前提。煤层透气了，细套管（12mm）能抽出大纯量瓦斯；反之，套管虽粗，大马拉小车，抽不出多少瓦斯。4.2 定点(段

22、)式采用囊袋返浆管作为抽采管,采用1吋PEC胶管抽采纯量均能满足集团公司百孔抽采纯流量不低于1.0m3/min需求，较传统式孔口“一堵多注”封孔单孔节省成本3576%。4.3 定点（段）式封孔工艺适用于穿层钻孔预抽，特别对地压大、围岩破碎不易封堵及运输进材困难地点，省时、省力、省材料，且抽采效果好，而巷道喷注浆对钻孔抽采浓度影响不大。快速测压技术及装备研制1 问题的提出传统测压钻孔施工需要三次注浆，测压钻孔施工时间长、工序复杂，钻孔岩层段有涌水时，注浆堵水困难，容易造成测压室内进水，造成测压数值失真，存在钻孔施工工艺复杂、钻孔施工时间长，导致测压周期长、钻孔岩层段涌水封堵困难等问题。2 测压技

23、术及装备2.1 钻孔施工。按钻孔设计参数一次性用113mm钻头施工至见煤2m后停钻，采用压风将孔内煤岩粉吹尽，起出钻杆。2.2 封孔技术。2.2.1 下套管：自孔口依次下1根2m的1吋PVC花管、1根1m的1吋PVC实管（固定囊袋1）、3根2m的1吋PVC实管、1根1m的1吋PVC实管（固定囊袋2）、1根0.2m的1吋PVC实管，采用管接进行连接；花管处于煤层段，包有纱网且前端带有尖锥；测压胶管（直径6mm）穿过囊袋1、囊袋2，然后插入花管内；囊袋1处于煤层底板位置，囊袋1、2两端采用实心锥形接头固定。2.2.2 注浆：首先采用注浆管1进行注浆，当囊袋1膨胀后，压力升至1.5MPa左右时柱塞爆

24、破阀打开，钻孔出浆，此时停止注浆并用清水反复冲刷注浆管1；再用注浆管2进行注浆，当囊袋2膨胀后，压力升至1.5MPa左右时，爆破阀打开，继续注浆直至注浆管1返浆后扎紧注浆管1，当注浆压力稳定在2MPa及以上时，注浆结束。封孔如图1所示。2.3 测压装置。测压装置主要由囊袋封孔器、1吋PVC套管、1吋拉丝铁套管、6mm测压管（符合AQ1047-2007标准）和压力表组成。其中，囊袋封孔器是气室封堵装置，1吋PVC套管是连接各部分的骨架，1吋拉丝铁套管外缠绕纱布，是测压气室，6mm测压管，其孔底段为花管，是测压通道。结构图如图2所示图2 结构图2.4 注意事项。2.4.1 下套管封孔前根据见煤点计

25、算好测压管长度，确保囊袋1封至煤层底板位置。2.4.2 严格按照水灰比0.7：1配置水泥浆液，前期注浆要放慢注浆速度，确保囊袋涨开、爆破阀正常打开。2.4.3 后续注浆时可稍微加快注浆速度，待注浆压力稳定在2MPa及以上后方可停止注浆。2.4.4 待封孔注浆结束凝固24h后方可装压力表，及时观测压力表读数。3 现场试验情况3.1 顾桥矿南区南三矸石胶带机石门揭11-2煤测压钻孔试验情况。3.1.1 试验区瓦斯地质情况11-2煤层结构复杂，软分层不发育，揭煤区段无大的地质构造影响，瓦斯赋存条件良好。根据南三11-2回风斜巷揭11-1、11-2煤层实测资料，11-2煤层厚度2.70m，瓦斯压力0.

26、60MPa ，瓦斯含量5.10m3/t；11-1煤层厚度0.65m，瓦斯压力0.41MPa ，瓦斯含量3.79m3/t；11-3煤层厚度小于0.3m。3.1.2 测压孔设计在南三矸石胶带机石门迎头左帮钻场设计2个测压孔，距11-2煤法距7米位置，1#孔方位-55、倾角60、设计孔深23m，2#孔方位-96、倾角61、设计孔深21m。3.1.3 测压情况两个测压孔施工时间为7月2021日，每个钻孔施工开始到上压力表时间为1天。测得的瓦斯压力变化情况见图4。从图4我们可以看到1#孔瓦斯压力在第12天达到最高值1.3MPa，并在以后3天内瓦斯压力变化不超过5Kpa，2#孔瓦斯压力在第12天达到最高值

27、1.35MPa，并在以后3天内瓦斯压力变化不超过5kPa。3.2 1413（3）运顺外段揭13-1煤测压钻孔试验情况。3.2.1 试验区瓦斯地质情况该处13-1煤层为黑色，块状，粉末状，属半亮性煤。13-1煤层直接顶板为2.90m的砂质泥岩及3.50m的细砂岩，局部区段老顶砂岩直覆；直接底板为泥岩、砂质泥岩及13-1下煤层。预计该处13-1煤层原始瓦斯压力1.02.0MPa，原始瓦斯含量5.56.0m3/t。3.2.2 测压孔设计1413（3）运顺外段距13-1煤层顶板法距10m前，在南二下盘区13-1胶带机大巷内设计3个测压钻孔（1#、2#、3#），其中1#测压孔布置在巷道正后方，2#测压孔

28、布置在巷道正前方，3#测压孔布置在巷道轮廓线外16.9m。其中3#孔采用点注式测压工艺，钻孔方位128、倾角60、设计孔深42m。3.2.3 测压情况钻孔施工时间为8月27日早班到28日夜班，共计4个小班，测得的瓦斯压力情况见图5。从图5我们可以看到3#孔瓦斯压力在第9天达到最高值2.1MPa，并在以后6天内瓦斯压力变化不超过5kPa。4 结论快速测压成套装备的研制与应用，不仅实现了测压准确、缩短了测压周期，而且简化了测压钻孔施工工艺，节约了测压成本低。4.1 测压快速准确。采用快速测压装备可以对钻孔岩孔段进行带压注浆，有效封堵钻孔内裂隙水，杜绝了裂隙水进入测压气室，避免了水对测压的应用，同时

29、，测压管为一根整管，避免了接头漏气，确保测压准确可靠。4.2 简化了测压钻孔施工工艺。采用快速测压装备，测钻孔直接施工至见煤2m停钻，钻孔一次成孔。4.3 测压周期短。测压钻孔节约了两次注浆两次成孔的时间，测压孔施工时间由7天减少到1天。4.4 降低成本。采用快速测压装备测压钻孔封孔费用410元/孔，而传统工艺，单孔封孔费用达1650元/孔，可以节约1240元。两种测压工艺材料对比表如表1所示。表1 两种测压工艺材料对比表（按孔深30m）测压工艺测压用时测压材料材料费用（元）快速测压1天囊袋1套，特效水泥60kg，计334.5元；1吋PVC管10.2m，1吋管箍6个，计75.5元。410传统测

30、压7天二次透孔，每米耗材11.88元，按30米算，计356.4元；425#水泥1600kg，计427.2元；4分铁管64m，4分管箍28个，计320.1元；聚氨酯2组，计550.8元。1650张集矿高压水力割缝增透技术1 概况1415A底抽巷设计长度1510m，上距离1煤底板1215m，主要施工条带预抽钻孔和工作面网格预抽钻孔，该区域1煤层平均厚6.6m，原始瓦斯含量5.2m3/t，瓦斯压力0.5MPa，值1.5，煤层透气性系数平均为0.53m2/(MPa2d)，针对硬煤层水力冲孔增透效果差的实际情况，在1415A底抽巷进行了高压水力割缝增透试验。2 高压水力割缝增透试验钻孔设计本次试验共设计

31、钻孔4组，组间距20m，每组布置5个钻孔，钻孔倾角2045，孔深3080m，煤段1030m。其中第一组与第二组作为试验孔进行水力割缝，第三组与第四组作为对比孔不进行水力割缝。具体钻孔参数如表1所示，钻孔平剖面图如图1、2所示。表1 水力割缝试验钻孔设计参数表每组孔号/#方位角/倾角/见煤孔深/m设计孔深/m1-1#4-1#9045.021.533.01-2#4-2#9037.026.440.01-3#4-3#9031.032.849.71-4#4-4#9025.041.062.01-5#4-5#9021.051.077.2图1 水力割缝钻孔设计平面图图2 水力割缝钻孔设计剖面图3 高压水力割缝

32、装置及试验要求3.1 高压水力割缝装置高压水力割缝装置主要包括高压旋转接头、金刚石水力割缝钻头、水力割缝浅螺旋钻杆、高低压转换器、高压清水泵，主要是利用高压水射流的切割作用，使钻孔煤孔段人为再造裂隙，增大煤体的暴露面积，使煤体得到均匀、充分卸压，提高煤层的透气性和瓦斯释放能力，具体设备的技术参数如表2所示。 表2 GF-100型高压水力割缝装置技术参数表名称技术参数高压旋转接头承受高压100MPa，转速200转/min，直径63mm金刚石水力割缝钻头113mm接水力割缝浅螺旋钻杆水力割缝浅螺旋钻杆直径63mm、73mm，可承受高压100MPa，承受扭矩大于1500Nm高低压转换器直径63mm、

33、73mm，喷嘴系列化(1.0mm、1.5mm、2.0mm、2.5mm)高压清水泵额定流量80L/min，额定压力100MPa工作参数：割缝半径10001500mm，割缝介质的坚固性系数：f0.5。3.2 高压水力割缝试验现场施工3.2.1 施工流程（1）采用直径113mm金刚石复合片钻头，利用静压水按割缝钻孔设计参数施工至设计深度，根据煤孔段长度，按1.5m割一刀，计算该钻孔需割缝刀数。（2）关闭静压水，撤出一根钻杆，连接上高压水管，开启高压水泵，控制截水阀，泵压由低到高：5MPa15MPa20MPa30MPa40MPa50MPa60MPa，然后钻机空转，开始利用高压水射流对钻孔周边煤体进行切

34、割，每刀割缝时间在35min之间。（3）时刻关注孔口返水、返渣情况，待孔口返水由黑变清，关闭高压清水泵，控制截止阀，待管路卸压后撤卸2根钻杆，并重新接上高压管路。（4）重复上述（2）、（3）步骤，完成预计割缝刀数。（5）割缝完成后，及时关闭高压清水泵，待充分卸压后，撤卸钻杆并堆放整齐，割缝设备妥善保管。4高压水力割缝试验效果考察为了分析高压水力割缝技术应用效果，选取排屑量、钻孔瓦斯涌出初速度、瓦斯抽采量及残余瓦斯含量作为本次试验的考察指标。4.1割缝钻孔排屑量分析试验孔、对比孔在钻孔施工、割缝过程均进行排屑量统计，割缝钻孔共计排出煤屑量为40.4m3，平均每孔排屑量为4.04m3；对比孔（即未

35、割缝钻孔）在施工过程中共计排出煤屑量1.92m3，平均每孔排屑量为0.19m3。根据钻孔排出煤屑量，将钻孔空间近似成圆柱体，估算其割缝和未割缝钻孔的等效直径。 采用高压水力割缝措施后，割缝后的钻孔等效直径平均值约为627mm，未割缝钻孔的等效直径平均值约为124mm，割缝后钻孔的等效直径约为未割缝钻孔的5倍，为瓦斯排放创造有利条件。4.2 钻孔瓦斯涌出初速度分析本次试验分别从试验孔及对比孔选取6个钻孔（每组的1#、3#、5#孔），利用煤气表测定其钻孔瓦斯涌出初速度。试验孔即割缝钻孔，在高压水力割缝结束后立即测定其钻孔瓦斯涌出初速度；对比孔即未进行水力割缝，在钻孔施工结束后立即测定其钻孔瓦斯涌出

36、初速度。割缝钻孔平均钻孔瓦斯涌出初速度为2.98 L/min，未割缝钻孔的平均钻孔瓦斯涌出初速度为1.29 L/min，通过所测数据对比，试验孔的钻孔流量是对比孔的2.3倍，割缝效果比较明显。4.3 瓦斯抽采量分析对比孔在钻孔施工完成后立即封孔合茬抽采，试验孔在割缝完成后进行封孔合茬抽采，每组钻孔设置自动计量孔板，每天分别测定试验孔与对比孔的抽采量。20天割缝钻孔抽采总量为5055m3，未割缝钻孔抽采总量为2751m3，割缝钻孔单孔平均瓦斯抽采纯量为0.017m3/min，未割缝钻孔单孔平均抽采纯量为0.009 m3/min，试验孔的瓦斯抽采量约为对比孔的1.8倍，证实了对钻孔进行高压水力割缝

37、，煤体得到充分卸压。4.4 残余瓦斯含量分析在进行高压水力割缝试验前，在试验区域测定原始瓦斯含量，测定结果为5.2m3/t。试验完成后，将试验孔与对比孔分别封孔合茬抽采，预抽15天、30天后，分别在试验孔与对比孔附近测定残余瓦斯含量，其中C1、C2、C3、C4为残余瓦斯含量测定孔，残余瓦斯含量测定钻孔设计如图3，测定数据如表3所示。表3 割缝前后瓦斯含量记录表序号未割缝瓦斯含量/m3/t割缝后瓦斯含量/m3/t抽采0.5个月4.66054.3102抽采1.0个月4.22163.5680图3 残余瓦斯含量测定钻孔设计平面图抽采15天，割缝钻孔瓦斯含量下降约19%，未割缝钻孔瓦斯含量下降约10%。

38、抽采30天，割缝钻孔瓦斯含量下降约32%，未割缝钻孔瓦斯含量下降约17%，相同抽采天数下，割缝后煤体瓦斯含量比未割缝瓦斯含量下降的要快。5 结论1415A底抽巷高压水力割缝增透试验历时3个月，针对A组厚煤层的增透效果进行了总结，具体如下：5.1 采用高压水力割缝措施后，通过大量排渣，钻孔的平均等效直径为未割缝钻孔的5倍，增加了钻孔内煤体暴露面积。5.2 采用高压水力割缝措施后，钻孔瓦斯涌出初速度为未割缝钻孔的2.3倍，瓦斯涌出速度得到提高，煤体裂隙进一步发育。5.3 采用高压水力割缝措施后，钻孔的瓦斯抽采总量为未割缝钻孔的1.8倍，抽采效果得到提升。5.4 采用高压水力割缝措施后，煤体瓦斯含量

39、下降幅度为未割缝钻孔的1.9倍，提高了抽采效率。潘三矿下向钻孔抽采“四化”管理技术潘三矿突出危险区域掘进工作面采用下向穿层钻孔条带区域预抽瓦斯治理方式，下向钻孔存在封孔难度大、封孔不严、易漏气，孔内涌水量大、排水困难严重影响抽采效果。为此，以抽采“最大化、精细化、规范化、信息化”为目标，以钻孔封孔、排水为重点进行攻关，经过不断摸索、完善、创新，总结出一套下向钻孔抽采“四化”管理技术，并在-817m东翼轨道大巷下向穿层钻孔中得到了成功应用，提高了抽采效果。1 概 况1.1 基本情况-817m东翼轨道大巷位于东四采区，巷道标高-768.7-751m，设计全长2268m。巷道平行外错2111（1）运

40、顺35m，距11-2煤法距2028m。巷道内每45m布置一个巷帮钻场，共设计钻场数45个，平均每个钻场内布置50个下向条带预抽穿层钻孔，用于掩护2111（1）运顺煤巷掘进。瓦斯压力1.7MPa，原始煤层瓦斯含量7.4m3/t，2 抽采“四化”管理具体做法2.1 抽采能力“最大化”2.1.1抽采管路设计巷道内安装一趟377mm瓦斯抽采干管，每个钻场内的汇流抽采管径为159mm，钻孔与汇流管之间的连接软管为50mm，抽采干管直接与东翼630mm永久抽采系统连接，满足了“高负压、大流量”抽采要求。2.1.2 管路安装-817m东翼轨道大巷抽采管路安装由矿生产准备队负责，边掘进边安装，要求抽采管路安装

41、进度距离迎头不大于200m、并不得影响钻孔施工进度。抽排队负责抽采管路气密性试验，气密性试验采取打压并倒肥皂水等方式，试验过程中逐盘逐螺丝进行气密检查，确保管路连接严密不漏气。2.2 管理“精细化”2.2.1下套管、吹水管2.2.1.1 地质构造带（破碎带内）或其他易发生垮孔现象导致套管不能下到孔底的地点，采用跟管钻进施工工艺，确保套管下至过煤段。 2.2.1.2 针对部分钻孔起钻后，孔内钻屑排不净、存余量大、沉淀快，导致吹水管（特别是吹水软管）下不到位，造成钻孔排水不畅甚至无法排水现象；下吹水管过程中，采取带压风下吹水管，吹水管下管过程中接入压风不间断地进行钻孔排水、排渣，保证吹水管畅通。2

42、.2.2钻孔封孔2.2.2.1 推行钻孔封孔“封注一体化”模式封孔过程中通过高压注浆（最大6MPa）同时实现对钻孔围岩裂隙进行封堵的目的。为了增加封孔段两个堵头承受注浆压力的能力，我们在原“两堵一注”施工技术基础上，对封孔工艺加以改进，采用“四堵一注、集中带压注浆”的封孔工艺，即内堵头使用聚氨酯+水泥浆、外堵头使用聚氨酯+水泥砂浆进行封堵，水泥浆中加入速凝剂，每个堵头聚氨酯封孔段为1m，水泥浆堵头长度为2m，待水泥候凝48小时后二次集中带压注浆；通过改进封孔工艺后，内外堵头承压能力由原来的2MPA提高至6MPA以上，保证高压注浆封孔目标的实现。2.2.2.2 确定合理的封孔长度正常地质条件下钻

43、孔封孔深度为20m；在地质构造影响区域（破碎带）封孔深度不小于30m，部分钻孔达40m以上。2.2.3 合孔精细化钻场合孔管路做到“横平竖直”，做到有利于钻孔排水、排渣。所有钻孔连接处必须“严实合缝”，确保严密不漏气。每组钻孔合孔均责任到人。2.2.4 放水器管理每个钻场内均安装有自动放水器，每个放水器实行编号、挂牌管理，建立定期（每周）维修保养制度，设立台账。放水器内设置有维修保养记录，每次必须在打开放水器顶盖后方可填写，记录每次检查维修保养的内容。维修保养内容包括润滑、除渣、清理、维护等，确保每个放水器时刻保持完好状态。为避免放水器因吹水过程中出水量大、煤渣杂物等造成损坏，我们对人工吹水流

44、程进行了改进。在放水器进水口安装旁通，通过阀门控制气流，使吹水过程中水及杂物不经过放水器而直接排进水漾内。2.3 管理“规范化”2.3.1 验钻 为加强打钻过程控制，提高钻孔效率，保证打钻质量，我们在-817轨道大巷施工的5部钻机全部实行打钻视频监控管理，实现钻孔施工、钻孔封孔及验收可视化，连续化。为保证钻孔施工质量，矿总工程师、通风副总工程师每天随机抽取不少于2个钻孔视频，通风科长、抽排区长（书记）、监控区长（书记）每天随机抽取不少于4个钻孔施工视频进行查看，只要发现一个钻孔施工过程中存在打钻、封孔、验钻等质量问题，即视当天钻孔施工质量不合格，按费孔处理，必须补打，同时追究相关人员的责任。2

45、.3.2 钻孔排水2.3.2.1 钻孔涌水来源分析为了科学的确定每个钻场、钻孔排水时间，确保钻场钻孔排水更有效，我们对钻场、钻孔涌水源、涌水量进行了分析，认为钻孔内的涌水源主要为砂岩裂隙水、巷道内生产用水及钻孔施工用水。2.3.2.2 钻孔吹水时间的确定选择有代表性的钻场、钻孔进行排水效果考察，得出每个钻场内所有钻孔排空水大约需要的时间，避免了钻场、钻孔盲目性分配排水时间。通过钻孔涌水量计算，每个钻场钻孔充满水后，总水量约为15m3左右；单孔平均积水量约为0.3m3。每组钻孔在风压、风量保证的情况下，吹水5分钟后，基本可将孔内积水排空。 经考察，16个钻场860个钻孔中，30%的钻场钻孔排空积水在3小时后、50%钻场钻孔排空积水在5小时后、20%的钻场钻孔排空积水在8小时后，即需要安排放水。因此，确定了不同钻场排水间隔时间分别为3小时、5小时和8小时，每组钻孔吹水时间为不小于5分钟。2.3.2.3 吹水