双动力协同钻进高效卸压特性研究及应用_林柏泉

　 第 38 卷第 6 期 煤　 　 炭　 　 学　 　 报 Vol. 38　 No. 6　 　 2013 年 6 月 JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETY Jun. 　 2013　 　 　 文章编号:0253-9993(2013)06-0911-07 双动力协同钻进高效卸压特性研究及应用 林柏泉1,2,邹全乐1,2,沈春明1,2,徐幼平1,2,代华明1,2,杨　 威1,2 (1.中国矿业大学 安全工程学院,江苏 徐州　 221008;2.煤炭资源与安全开采国家重点实验室,江苏 徐州　 221008) 摘　 要:基于煤岩卸压效应,对双动力协同钻进高效卸压特性进行了研究;了双动力协同钻进 的实现条件及螺旋式切煤卸压增透原理;采用 FLAC3D软件,模拟分析了卸压槽周围煤体应力场演 化规律;并进行了现场试验验证与应用。 研究明:超前自由面能够卸除围压,降低机械齿的钻进 阻力,显著提高钻进速度;卸压槽促使煤体流变,集中应力向深部转移,瓦斯潜能释放,煤体卸压增 透,促进了瓦斯的解吸和流动,有利于瓦斯抽采,消除了煤层瓦斯突出危险性。 现场试验结果表明: 采用此措施后,煤体扰动范围增大近 40 倍,卸压半径提高 4 倍,瓦斯抽采效率显著提高,消除了控 制区域煤层瓦斯突出危险性,煤层巷道掘进月进尺提高了 2 倍。 关键词:双动力协同钻进;高效卸压;卸压效应;煤巷掘进;超前自由面;卸压槽 中图分类号:TD712． 6　 　 　 文献标志码:A 收稿日期:2012-11-09　 　 责任编辑:许书阁 　 　 基金项目:国家重点基础研究发展(973)资助项目(2011CB201205);国家科技支撑计划资助项目(2012BAK04B07);国家自然科学基金 资助项目(51074161) 　 　 作者简介:林柏泉(1960—),男,福建龙岩人,教授,博士生导师。 Tel:0516-83884401,E-mail:lbq21405@ 126. com Investigation on highly effective depressurization property of dual-power drilling and its application LIN Bai-quan1,2,ZOU Quan-le1,2,SHEN Chun-ming1,2,XU You-ping1,2,DAI Hua-ming1,2,YANG Wei1,2 (1. School of Safety Engineering,China University of Mining & Technology,Xuzhou　 221008,China;2. State Key Laboratory of Coal Resources and Safe Min- ing,Xuzhou　 221008,China) Abstract:Based on the effect of depressurization,rapid depressurization property of dual-power drilling was investiga- ted. The realizing condition of dual-power drilling and the principal of helical coal breaking were analyzed theoretical- ly. Adopting the FLAC3D software,the model was established to study the rules of stress revolution around the relaxed slot. Besides,the industrial experiment was conducted. It indicates that the advanced free surface can eliminate the confining pressure and lower the resistance,increasing the drilling rate significantly. The relaxed slot boost the coal mass rheology occur,making the concentration stress move deeper,gas potential energy released,the coal strength en- hanced and thus the fatality of outburst removed. Industrial experiment shows that after adopting this measure,the per- turbation range enlarges forty times and the depressurization radius four times. The efficiency of gas drainage improves substantially,the fatality of outburst in control region is removed and tunneling progress raises two times. Key words:dual-power drilling;effect of depressurization;coal roadway excavation; advanced free surface; relaxed slot;highly effective depressurization 　 　 随着我国煤矿进入深部开采,煤层透气性差、瓦 斯抽采难、动力现象突出等问题日益凸显[1]。 严重 突出煤层中巷道掘进时,瓦斯涌出量大,巷道内瓦斯 超标严重,致使掘进速度缓慢,直接影响正常的采掘 接替。 我国煤矿井下局部消突措施主要以钻孔为基 础,为了实现快速卸压增透,消除工作面突出危险性, 相关学者进行了大量有益的探索,主要集中在提高钻 进速度和改善钻孔内卸压消突效果两方面。 提高钻 煤　 　 炭　 　 学　 　 报 2013 年第 38 卷 进速度主要通过改进钻具来实现[2-3]。 主要的卸压 消突技术包括:深孔预裂控制爆破技术、高压注水技 术、水力压裂技术、水力割缝技术等[4-7]。 这些措施 对卸压消突均起到一定的效果,但未能从钻进和钻孔 内消突效果两方面同时作以改善,卸压消突周期较 长。 本文通过改进已有的压控钻割一体化钻头[8], 预置超前自由面,有效卸除围压,显著降低钻具钻进 阻力,提高钻进速度。 在安全煤柱的保护下,进行高 压射流螺旋切煤,形成近似圆柱状的卸压槽,卸压槽 周围煤体充分卸压,渗透率大幅度提高,瓦斯抽采效 率得到显著改善,消突周期缩短,最终实现煤巷的快 速卸压消突掘进。 1　 卸压对煤岩力学变形特性及渗透性的控制 作用 　 　 原始煤岩在三向应力的作用下处于平衡状态,地 下采矿活动,如巷道开挖、揭穿石门、钻孔施工等诱发 煤岩出现加压或卸压现象。 卸压更容易诱使煤岩变 形损伤,而其变形损伤又控制着渗透率的变化。 一般 地,开始卸压后,煤岩体变形特性及其渗透性动态演 化经历了弹性变形—屈服—破坏失稳—残余强度 4 个阶段[9-10],如图 1 所示。 卸压后煤岩体经历了一个 应力平台阶段,应力平台之前,煤岩体发生弹性变形, 原生微孔隙被压实,而轴向应力比初始围压条件下煤 岩的屈服应力小,故应变变化较小,其渗透率几乎不 变。 煤岩经过短暂的应力平台之后,发生失稳破坏, 体积应变发生突跃,原生孔隙裂隙加速扩展,同时萌 生更多的微裂隙,煤岩内部的孔隙裂隙网络是瓦斯渗 流的通道,故其渗透率逐渐加速增长。 当围压降低到 实验设定值保持不变时,由于围压的抑制作用,煤岩 变形趋缓,孔隙裂隙虽然继续扩展,但速率减低,即渗 透率继续增大,但增大幅度减缓。 图 1　 卸压后煤岩体变形特性及渗透性动态演化过程 Fig． 1　 Evolution of mechanical properties and gas permeability after confining pressure unloading 2　 双动力协同破煤岩快速钻进 围压的卸除促使煤岩体膨胀变形,屈服应力降 低,进而减小钻进阻力。 因此可以改进压控钻割一体 化钻头实现水射流与机械齿联合破煤岩,改进后的钻 头如图 2 所示。 双动力钻头由三翼机械齿和 3 个安 装在前部与水平面呈 15 8的喷嘴 1 及 2 个安装在连 接头上的喷嘴 2 构成。 喷嘴 1 用于超前卸压,喷嘴 2 具有扩孔和割缝一体化功能。 图 3 是普通钻进和双 动力协同钻进效果的对比,试样配比水泥 ∶ 碳酸钙 ∶ 煤粉 = 35 ∶ 35 ∶ 1,大小 1 m×1 m×1 m,抗压强度 12． 4 MPa,弹性模量 1． 5 GPa,泵压为 20 MPa。 从图 3 可以看出,双动力协同钻进扩孔效果明显,较大幅 度地提高了钻进速度,这主要是因为它能够形成超前 自由面,降低了钻进阻力。 而超前自由面的形成关键 在于机械破煤岩与水射流破煤岩的时空匹配上[11], 如图 4 所示。 图 2　 双动力钻头实物 Fig． 2　 Dual-power bit 图 3　 钻进效果对比 Fig． 3　 Comparison of drilling effect 图 4　 双动力钻割煤岩体示意 Fig． 4　 Drill and slot coal by dual-power 当 a≥b时,机械齿破煤岩超前水射流,超前自由 面还未来得及生成,不能达到超前卸压效果。 当 a a (3) 　 　 另外,为了保证煤渣能够顺利排出,射流流量需 满足: Q ≥ 1 4 uwπ(D2 - d2) (4) 式中,uw 为射流速度;D为钻孔直径;d为钻杆直径。 3　 卸压槽及其卸压效果的数值分析 当双动力协同钻进至预设位置时,调高水压,同 时来回旋转抽拉钻杆。 高压水射流沿喷嘴 2 以一定 速度沿径向喷射而出,螺旋切割煤体。 此时的流体质 点冲击到煤体时,对煤体颗粒不仅作用一个正向的冲 击压力,还施加了一个径向“张”力和一个周向“剪” 力,使煤体产生拉剪破坏,降低煤体破坏的门限压力, 提高了破煤效率,大量煤体随回流排出孔外,最终形成 近似圆柱状的卸压槽。 螺旋式切槽[15]如图 5所示。 图 5　 螺旋式切槽 Fig． 5　 Helical slotting 1—煤体;2—双动力钻头;3—高压射流;4—切割线;5—钻杆 卸压槽对周围煤体产生扰动,诱发孔壁煤体应力 场发生变化。 林柏泉和周世宁[16]采用相似模拟试验 对煤巷前部机械开挖卸压槽的消突机理作了初步研 究。 但由于卸压槽的形状及开挖部位不同,卸压效果 会出现差异。 本文采用 FLAC3D 软件,根据现场煤体 实测参数及施工

工艺

钢结构制作工艺流程车尿素生产工艺流程自动玻璃钢生产工艺2工艺纪律检查制度q345焊接工艺规程

,建立数值模型,对螺旋式切槽 的卸压效果作进一步数值分析。 3． 1　 模型建立 模型参数采用川煤集团杉木树矿 N2492 掘进工 作面煤样实测数据,见表 1。 考虑到模拟的真实性及 计算量,模型尺寸选择为 20 m×30 m×20 m,安全煤 柱(用以模拟普通钻孔的卸压效果)长 12 m,钻孔直 径为 0． 1 m,卸压槽长 8 m,直径为 1 m[17],原始煤体 长 10 m。 卸压槽段网格加密处理以尽可能反映周围 煤体应力场演化规律,其余网格划分较疏以适应计算 机计算能力。 模型顶部采用均布载荷,竖直方向应力 及水平应力均为 15 MPa,底面采用滚支边界,如图 6(a)所示。 数值计算模型如图 6(b)所示。 表 1　 N2492 掘进工作面物理力学参数 Table 1　 Physical and mechanical parameters of coal samples in work face N2492 密度 / (kg·m-3) 体积模量 / GPa 剪切模量 / GPa 摩擦角 / ( °) 黏聚力 / MPa 剪胀角 / ( °) 抗拉强度 / MPa 1 350 2． 08 0． 97 25 1． 72 10 0． 5 图 6　 计算模型及其边界条件 Fig． 6　 Model and boundary conditions 3． 2　 卸压槽周围应力场演化规律 为了探究卸压槽开挖过程中煤体三向应力随时 间的变化特征,在卸压槽周围布置监测点,各测点 y 轴坐标均为 16 m,z轴坐标均为 0,x 轴坐标及监测结 果如图 7 所示。 由图 7 可知,卸压槽打破了孔壁煤体的准平衡状 态,使其由约束状态转变成表面状态,孔壁煤体发生 相向位移,作用于煤体上的应力迅速转移到周围煤体 上,当集中强度达到煤体极限破坏强度时,煤体发生 变形、屈服、破坏。 集中应力向深部传播,应力重新分 布,缓解了煤体应力紧张状态。 卸压槽周围煤体承受 应力减小,煤体得到卸压。 同时通过 FLAC3D 软件计算可以得到开挖后安 319 煤　 　 炭　 　 学　 　 报 2013 年第 38 卷 全煤柱及卸压槽段应力分布,如图 8 所示。 图 7　 监测点应力随时间的变化特征 Fig． 7　 Variation characteristic of monitoring point stress with time 图 8　 安全煤柱及卸压槽硐段应力分布 Fig． 8　 Stress distribution of coal pillar and relaxed slot 安全煤柱段及卸压槽开挖后周围煤体三向应力 分布如图 9 所示。 图 9　 安全煤柱段及卸压槽硐周围煤体三向应力分布 Fig． 9　 Stress distribution curves around coal pillar and relaxed slot 由图 9 可知:x向水平应力(SXX)和 y 向水平应 力(SYY)并不产生应力集中。 z向垂直应力(SZZ)绝 对值大于初始应力,出现应力集中现象。 即在极坐标 系中,径向应力并不产生应力集中,而切向应力会产 生应力集中,这与文献[18]钻孔周围应力分布的理 论分析结果相吻合。 为了量化孔洞周围煤体卸压或 应力集中程度,定义卸压系数 k为 k = σz0 - σz σz0 (5) 式中,σz0 为垂直应力原始应力值,MPa;σz 为卸压槽 形成后煤体残存垂直应力,MPa。 由式(5)可知:当 k>0 时,σz0 >σz,煤体卸压;当 k≤0 时,σz0≤σz,煤体未卸压。 安全煤柱段及卸压槽 周围煤体卸压系数分布如图 10 所示。 由图 10 可知:卸压槽段煤体卸压系数显著大于 同位置安全煤柱段周围煤体的卸压系数。 靠近孔洞 壁的煤体卸压系数最大,垂直应力的最大卸压系数达 到了 99%以上。 卸压槽段卸压半径达到 3． 2 m,比普 通钻孔(安全煤柱段)卸压半径 0． 7 m 提高了近 4 倍。 按卸压体积计算,卸压煤体体积为卸压槽体积的 近 40 倍。 提高了单孔的卸压范围。 4　 现场试验及效果分析 川煤集团杉木树矿 N2492 掘进工作面位于 N24 采区、二水平,地面标高 + 475 ~ + 680 m,井下标高 +346 ~ +390 m,煤层厚度 2． 8 ~ 4． 8 m,平均 3． 8 m, 419 第 6 期 林柏泉等:双动力协同钻进高效卸压特性研究及应用 图 10　 安全煤柱段及卸压槽周围煤体卸压系数分布 Fig． 10　 Stress-relief factor distribution around coal pillar and relaxed slot 平均倾角 7°,层理及节理发育程度均为Ⅱ,Ⅲ,坚固 性系数 0． 2 ~ 0． 3,瓦斯压力 2． 2 MPa,瓦斯含量 20 m3 / t,属于突出危险工作面。 之前采用大直径密 集钻孔预抽瓦斯,瓦斯预抽效率低,钻孔施工量大,巷 道掘进速度缓慢。 针对此特点及前文理论分析,在矿 井 N2492 掘进工作面设计超前钻孔进行双动力协同 钻进螺旋切槽技术措施,钻孔布置如图 11 所示,其中 2,3 号为螺旋切槽孔,4,5 号为对比孔。 为了消除抽 放空白带和钻孔的无效重叠,设计终孔间距为 4 m。 为了保证安全,取钻进时泵压为 5 MPa。 螺旋切槽泵 压取 15 ~ 20 MPa。 4． 1　 有效影响范围分析 出煤量是验证和考查螺旋切槽效果的重要标量, 统计普通钻孔和螺旋切槽钻孔的出煤量 m,则扰动半 径 R可用式(6)表示: m / ρ + πR20L = πR2L (6) 式中,ρ为煤的密度,t / m3;R0 为措施前钻孔孔径,m; L为卸压槽(或普通钻孔)长度,m。 由 S = 2πRL和 V = πR2L可得煤体暴露面积 S和 扰动体积 V,统计结果如图 12 所示。 由图 12 可知:螺旋切槽后,煤体直接扰动半径提 高 4 倍左右,直接扰动体积提高 30 倍左右,暴露表面 积增大 4 倍左右。 卸压槽提高了单孔直接影响范围, 煤体在周围应力场、瓦斯流动场的作用下发生流变, 扩大了煤体破碎区范围,促使裂隙发育;另外,暴露面 积的增大加大了瓦斯流动表面积,促进了瓦斯的解吸 图 11　 N2492 掘进工作面钻孔布置 Fig． 11　 Borehole layout of N2492 heading face 图 12　 扰动范围对照 Fig． 12　 Comparison of perturbation range 和流动,为瓦斯的高效抽采提供有利条件。 4． 2　 瓦斯抽采效果及防突预测指标分析 对螺旋切槽孔 2,3 号及普通孔 4,5 号孔分别合 茬进行浓度和纯流量测定,考察时间为 13 d,每天测 试一次,结果如图 13 所示。 由图 13 可知:普通孔 4, 5 号孔的浓度较低,有效抽采时间短,而螺旋切槽孔 浓度维持在 56%左右。 螺旋切槽孔抽采平均纯流量 为 0． 75 m3 / min是普通孔 0． 18 m3 / min 的 4 倍左右。 螺旋切槽对煤体起到了显著的卸压增透作用,瓦斯抽 采效率得到一定程度的改善。 N2492 掘进工作面采用钻屑指标法预测突出危 险性,预测敏感指标选择钻屑瓦斯解吸指标 Δh2 和 最大钻屑量 Smax。 统计采用普通钻孔与切槽钻孔混 合布置消突措施前后的预测指标见表 2。 由表 2 可 知,措施后,突出预测指标均远小于临界值,明显降 低,混合预抽消除了控制区域的突出危险性,消突效 果显著。 4． 3　 施工时间及掘进进度分析 施工时间统计见表 3。 由表 3 可知:螺旋切槽可 显著减少钻孔数量,直接节省施工时间 41． 7 h,节省 519 煤　 　 炭　 　 学　 　 报 2013 年第 38 卷 打钻时间 82． 7% 。 图 13　 抽采浓度及流量对比 Fig． 13　 Comparison of gas drainage concentration and flow 表 2　 措施前后突出预测指标情况对比 Table 2　 Comparison of outburst indexes before and after measures 局部防 突措施 Smax / (L·m-1) 最大 平均 Δh2 / Pa 最大 平均 工作面预 测次数 预测超 标次数 普通钻孔 6. 1 4. 2 205 140 60 5 混合布置 3. 1 2. 5 150 100 60 0 表 3　 施工时间统计 Table 3　 Statistical of construction time 孔号 成孔直 径 / mm 孔长 度 / m 施钻时 间 / h 切槽时 间 / min 措施总 时间 / h 2 100 60 2． 2 240 37． 8 3 100 60 2． 5 240 (6 个) 4 75 60 3． 3 79． 5 5 75 60 3． 4 (24 个) 　 　 2011 年 6,7 月份为采取普通钻孔局部防突措 施,8,9 月份为采取螺旋切槽局部防突措施,掘进月 进尺情况见表 4。 由表 4 可知:采取措施后,掘进月 进尺提高了 2 倍左右。 表 4　 措施前后月进尺 Table 4　 Tunneling progress before and after measures 日期 2011 年 6 月 2011 年 7 月 2011 年 8 月 2011 年 9 月 月进尺 / m 35 40 133 141 5　 结　 　 论 (1)卸压降低了煤岩的极限破坏强度,促使煤岩 变形损伤,而其变形损伤控制着渗透率的变化。 改进 后的压控钻割一体化钻头能够通过轴向喷嘴形成超 前自由面,降低甚至卸除围压,降低机械齿的钻进阻 力,显著提高钻进速度。 同时径向喷嘴实现二次扩孔 功能,增大了钻杆和煤壁的间距,为顺利及时排除煤 屑及坚硬碎块提供了有利的条件。 (2)双动力协同钻进的实现关键在于超前自由 面的形成和及时顺畅的排渣,即 {b = xcos α > a} ∩ {Q ≥ 1 4 uwπ(D2 - d2)}。 (3)螺旋切槽实现三向冲击煤体,显著降低煤体 破坏的门限压力,形成的卸压槽促使煤体变形、屈服、 破坏。 为地应力向煤体深部转移、瓦斯潜能的释放及 煤体强度的增强提供了有利条件。 卸压槽的卸压半 径为 3． 2 m,是普通钻孔的近 5 倍,这为切槽钻孔的 优化布置提供了理论依据。 (4)现场试验表明:双动力协同钻进显著降低施 钻时间及施工总时间,螺旋切槽增大了煤体扰动体积 及有效影响范围,瓦斯抽采效率得到提升,杜绝了预 测指标超标现象。 措施实施后,掘进月进尺提高了 2 倍左右,达到了快速卸压消突掘进的目的,具有显著 的经济效益和社会效益。 参考文献: [1] 　 林柏泉,孟凡伟,张海宾.基于区域瓦斯治理的钻割抽一体化技 术及应用[J] .煤炭学报,2011,36(1):75-79. 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机制

综治信访维稳工作机制反恐怖工作机制企业员工晋升机制公司员工晋升机制员工晋升机制图

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