煤层范文10篇

煤层范文篇1

1芦店勘查区地质构造

芦店一颖阳向斜位于嵩山背斜、箕山背斜之间，芦店区的中、东部，向斜轴呈近东西向，轴部向西南端倾伏，东北端翘起。向斜的北翼地层由于受断层的破坏，地层倾角较陡，地层残缺不全，南翼地层被中岳庙断层切割，产状变化较大，倾角较缓，为南缓北陡的不对称向斜构造。

2滑动构造的地质特征

芦店滑动构造(芦F)在本区普遍发育，位于颖阳一芦店向斜东段，其西宽东窄，总体上呈近东西向展布。滑动构造有的区段主滑面沿二煤层附近分布，有时与高角度正断层复合，其滑动构造面为一低缓角度构造面，并沿二．煤层附近的松软层位分布。滑动构造破碎带厚3．01—84．93m，滑失的地层浅部较多，深部较少，同时滑动构造面上下两盘地层在构造形态上极不协调，各具不同形态。滑动构造下盘与下伏地层构造形态为一北东走向的向斜，并伴生有次一级的近东西向的小构造及北东一近东西向和北西向两组断层，这些断层只切交于主滑面，隐伏于滑动构造系统之下，同时伴生有次级的高角度断裂和次级滑面。局部区域二煤遭受滑动构造滑失而出现薄煤带、无煤带。受滑动构造影响，勘查区出现二叠系上统上石盒子组、平顶山组、土门组及三叠系圈门组、甚至第三系地层压煤现象。图1所示为芦店勘查区滑动构造形态。

3滑动构造对煤层的影响

勘查区东部滑动构造特别发育，煤层大面积：

3．1对煤层分布的影响被滑失，出现薄煤带或者无煤区，全区厚、薄煤带多沿东西向带分布，南北方向厚薄相问出现。这是因为位于纬向构造发育的嵩箕地区，经历了石炭系中期煤系沉积后，在燕山期发生过强烈的造山运动，地层受到南北向的水平挤压，而后又受到北西向构造的改变，在煤田的东部发生北西向的扭动，加上煤层本身较软，在滑动构造的作用下容易产生塑性的流变，煤层出现局部加厚、变薄或者滑失。

3．2对煤厚的影响芦店滑动构造的主滑面多位于山西组二．煤层之上，距煤层很近，有时沿煤层顶界面滑动，控制了煤层厚度及赋存状态，使煤层厚度在一些地方变薄，甚至造成局部地区煤层被滑失。如东部的8201孔二煤层滑失，8202孔厚仅0．35m，8003孔0．50m(见图1)。滑动构造使煤层变薄的同时，也使一些地方煤层大大加厚，如8401孔二煤层厚度达到22．39m。除主滑面外，在滑动构造南部和北部还发育一些次级滑面，其分布面积较小，浅部倾角大，向深部倾角变小，交于主滑面之上的铲式断层，沿此滑动面，二。煤局部被铲失，形成薄煤或者是无煤带。二煤层在构造应力的作用下，受到南北方向水平挤压，出现煤层局部加厚或者变薄的现象。

煤层范文篇2

关键词：突出煤层；斜井揭煤；过断层；技术管理

1概述

雨汪煤矿风井由云南滇东雨汪能源有限公司投资建设。雨汪煤矿风井属基建矿井，处于开拓阶段。主斜井为半圆拱设计，高4m、宽5m、净断面为18.3m2，井筒斜长L=1666m，设计方位角β=320°33′4″，倾角α=-8.5°～-16°，锚网喷联合支护，间排距800mm。根据矿井地质报告和前探钻孔分析，前方50m出现落差10m断层，并在53m位置将揭露C3煤层，由于地质条件的复杂，比较以往的揭煤工作更要多加分析，并高度重视。依据《防治煤与瓦斯突出规定》第60条规定，突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。工作面应保留的最小防突措施超前距为：在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距。综合考虑其地质条件的复杂性，对该地点的揭煤采取12m超前距，结合《煤矿防治水规定》的管理要求，此处采取30m超前距探钻。

2防治煤与瓦斯突出管理

2.1过断层前的地质工作。(1）设计两个地质钻孔，确定钻孔位置、方位、长度。(2）在距断层30m，打2个地质钻孔，掌握断层和煤层的确切位置。(3）绘制地质钻孔平面图，清晰反映钻孔所穿过的岩层，揭露的断层位置、段距、落差及煤层的确切位置及产状、厚度，并将此图交生产技术主管部门、调度室及施工区队。

2.2过断层期间的防突管理。(1）制定过断层和揭煤的专项防突设计，并报矿技术负责人批准。(2）必须严格执行防突设计和综合防突措施、局部防突措施，及时预测预报。在距离煤层7m以外，必须立即停止作业打钻取煤样进行瓦斯含量，测定或压力测定，掌握煤层的突出危险性。(3）根据煤层突出危险性采取防突措施并进行效果检查。通过检验确认无突出危险方可进行掘进作业。(4）在掘进工作面距离煤层2m时，再次进行局部煤层瓦斯含量和压力测定，确认无突出危险后，方可进行揭穿煤层的工作。(5）如果断层落差不及煤层厚度的一半，应施工第一组超前排放钻孔10～12个，孔深以穿过煤层1m为准，根据第一组的钻孔资料，设计第二组的压力释放钻孔，钻孔间距按1～2m设计，钻孔控制到另一盘后方15m位置。钻孔布置剖面见图1。(6）如果断层落差大于煤厚度，施工压力释放钻孔应根据巷道倾角，具体分析加以设计。(7）如果断层落差不及煤层厚度的一半，则直接施工间排距1m，控制到穿过煤层0.5m钻孔。(8）施工压力释放钻孔时，根据断层倾角、厚薄变化，设计压力释放钻孔。(9）施工卸压钻孔过程中，若出现夹钻、吸钻、顶钻、喷孔等情况，应立即进行补孔，补孔以喷出孔附近不超过0.3m为准，直到异常情况消失。测定防突敏感指标加以分析。(10）如果前方断层情况复杂难以判断，则直接施工间排距0.5m钻孔，孔深以穿过煤层1m为准，控制范围在轮廓线外15m，允掘5m。钻孔剖面布置见图1，钻孔布置正面见图2。

3其它异常情况时的防突管理

正常掘进过程中，掘进工作面如果发现了以下情况，工作面必须立即停止作业，对工作面地质情况进行分析判断，准备组织超前排放钻孔的施工。1）预测预报过程中，发现有夹钻、吸钻、顶钻等动力现象。2）发现有突出的征兆，包括无声、有声预兆等。3）煤层出现软分层，厚度突然变薄或增厚，煤层层理紊乱，节理发育。4）施工过程中，工作面或巷道中瓦斯浓度突然变化，达到正常值的2倍以上。

4结语

通过上述防突措施的实施，从超前距30m到安全过断层到揭过煤层，持续65d，顺利地通过了断层并安全地揭穿了煤层。较以往揭煤时间提前了20d，劳动效率明显提高。

参考文献：

〔1〕梅洪微.煤巷掘进过断层方法研究.内蒙古煤炭经济，2014.

〔2〕刘文锋，杨锦，曹世民.煤与瓦斯突出掘进工作面过断层防突管理.中小企业管理与科技(下旬刊)，2009.

煤层范文篇3

1引言

煤层压裂改造可有效地将井孔与煤层天然裂隙连通起来，从而在排水采气时，更广泛地分配井孔附近的压降，增加产能，增大气体解吸速率。因此，在煤层气勘探开发中，压裂改造作为一种重要的强化措施，已得到普遍应用。然而，由于我国煤层气勘探开发起步晚、技术落后，尤其压裂改造工艺技术还没有作系统研究，为此，我处经过四年科技攻关，研究成功了煤层压裂改造配套工艺技术，现场应用15口井33层煤，效果良好。

2煤层压裂改造配套工艺技术

2.1完井技术

(1)采用全井下Φ139.7mm（Φ177.8mm)套管，低密度水泥浆固井工艺技术。

(2)采用高密度深穿透射孔工艺技术。用Φ102枪102弹(127弹)，孔密16～32孔/m，螺旋布孔，相位角90°，射开煤层或煤层和围岩，从而使射孔孔径超过Φ12mm，有效穿透距离超过500m。

这种完井技术稳固了井身，减少了煤层污染，有利于煤层分层压裂改造，能满足排水采气需要，经济可行。

2.2压裂设计技术

研制成功了煤层气井三维压裂优化设计软件。该软件填补了国内空白，是国内第一套煤层气井压裂软件，达到国际先进水平。该软件在Windows环境下开发，采用VisualforWindows编程，模块化设计，算法先进可靠。它主要包含以下7个模型：

(1)产量动态预测模型

(2)经济评价模型

(3)裂缝三维延伸模型

(4)控制缝高模型

(5)支撑剂运移分布模型

(6)温度场模型

(7)优化设计模型

运用该软件，可设计出最优压裂方案，达到最佳压裂效果。

2.3压裂液研制

压裂液性能的好坏直接关系到压裂施工的成败及压后增产效果，根据煤层特性，研制出了适合煤层的压裂液系列。

(1)清水：其矿化度与煤层水接近，不伤害煤层；

(2)活性水：对煤层伤害轻微；

(3)低温冻胶压裂液：主要由瓜尔胶、KCL、杀菌剂、表面活性剂、助排剂、交联剂、破胶剂等组成。其技术指标居国内领先水平，破胶后水化液粘度(20℃，24h)为1.00MPa·s，表面张力＜30mN/m，界面张力＜2mN/m，煤层伤害率＜16%。

2.4支撑剂优选

煤层一般埋藏较浅，闭合压力低，选用天然石英砂(30MPa下破碎率＜12%)既可满足支撑裂缝要求，又经济便宜。常用石英砂规格有40～70目粉砂、20～40目中砂和12～20目粗砂。压裂加砂组合方式有4种：①粉砂+中砂+粗砂；②粉砂+粗砂；③中砂+粗砂；④粗砂。粉砂加在前置液中，以减少压裂液滤失，利于造缝；中砂和粗砂支撑裂缝，改善煤层渗透性；尾注粗砂可提高裂缝入口导流能力；单纯加入粗砂施工难度大，但压裂效果较好，并可避免排采时粉砂返吐堵塞裂缝。石英砂规格及加砂量可由软件模拟确定。

2.5压裂施工工艺技术

(1)采用光套管注入压裂，降低管壁摩阻，从而降低施工泵压；

(2)适当增大前置液注入量，以充分造缝，避免砂堵；

(3)增大泵的注排量，提高压裂液效率，对薄煤层适当减小泵的注排量，以防止

裂缝高度延伸过高而缩短缝长；

(4)分段注砂，逐步提高砂化，增大支撑裂缝宽度，提高支撑裂缝导流能力；

(5)适当减少顶替液量，确保裂缝入口的高导流能力；

(6)控制压裂液返排速度，保证裂缝充分闭合，防止砂粒和煤粉返吐；

(7)对多煤层井采用分层压裂改造，提高单煤层改造程度；

(8)加强裂缝监测，优选压裂施工参数，指导压裂施工；

(9)选用H-1000型压裂机组及配套设备、车辆，保证满足压裂施工需求。

2.6酸化预处理工艺技术

根据电测资料、录井资料和室内岩芯实验结果，综合研究确定用何种酸液。在压裂施工之前，对煤层射孔井段进行预处理，从而有效清除射孔孔眼堵塞，解除近井地带钻井泥浆、固井水泥的污染堵塞，为压裂施工创造有利条件，并有利于压裂施工完毕后冻胶压裂液彻底返排，提高压裂增产效果。

2.7裂缝监测工艺技术

煤层压裂裂缝方位和几何尺寸，是指导制定压裂方案的重要依据，是评价压裂效果的重要手段，对优化井网布置具有重要意义。选用大地电位法(微地震法)测试和井温测试，可测试出压裂裂缝形态、高度、方位和延伸长度，测试成功率100%，结果准确可靠。微地震法测试对压裂施工进行同步裂缝监测，要求测试井周围必须有三口监测井，大地电位法测试要求在压裂液中加入2%～5%KCL，使压裂液与围岩的电阻率差异在30～80倍之间，并须测出压前及压后大地电位差。井温测试须测出压裂前后井温曲线，要求在测压前井温基线时，井筒内液体静止48h以上，压后井温曲线应在压后2～6h内测完。

另外，根据压裂施工数据和压降数据，也可计算并推断出动态裂缝几何尺寸、支撑裂缝几何尺寸和压裂液效率。要求测压降时间为泵注时间的2.5倍以上。

2.8压裂效果评价技术

(1)注入/压降试井通过求出压裂前后的煤层渗透率、表皮系数、流体产量等参数评价压裂效果；

(2)生产评价根据排采数据评价压裂效果；

(3)经济评价评价压裂措施是否经济可行。

3现场应用

3.1概况

煤层压裂改造配套工艺技术，已在现场进行了试验。应用于15口井33层煤，施工成功率100%，有效率100%，并创造了多项施工参数全国最高水平；①单井加砂量83.66；②单层加砂量41m3；③加砂强度7.1m3/m；④清水压裂排量7.9m3/min，混砂比17.1%，阶段最高混砂比25.6%。

3.2实例

沁水盆地A1井，钻井深450m，煤层埋深320～420m，10m/2层，含气量18m3/t。1997年8月，采用该配套工艺技术，用Φ139.7mm套管完井，比重为1.63的G级水泥浆固井，102枪102弹射开X1、X2煤层。酸化预处理后，选用低温冻胶压裂液对X1、X2煤层进行了分层压裂改造，共注入压裂液362m3，加石英砂46.8m3，平均混砂比22%，阶段最高混砂比36.3%。微地震法测试结果表明，X1煤层压裂裂缝为先水平缝后垂直缝，方位为N顺时针133°，延伸长度103m；X2煤层压裂裂缝为垂直缝，方位为N顺时针175°，延伸长度79m。压后排采43天。产气量即超过3000m3/d。目前，该井产气量仍稳定在3200m3/d以上，经济效益显著。

4结论

(1)对煤层进行压裂改造，可提高煤层气井产能，经济可行；

煤层范文篇4

1.问题的提出

生产实践表明，近浅埋煤层长壁工作面开采时，地面局部区域出现“台阶下沉”现象，工作面支架载荷明显增大，安全阀不断启动，易出现立柱爆裂现象，矿压显现剧烈，伴随有飓风。榆阳煤矿井田范围位于陕北侏罗纪煤田南缘，3号煤层埋深介于160～220m之间，而2302工作面开采的3号煤层平均埋深为200m左右，属于典型的近浅埋煤层，其覆岩破坏规律和工作面的矿压显现特征与浅埋煤层的开采差异很大。初次来压步距大，并产生较大的飓风，给安全生产造成较大危害。必须采取切眼内强制放顶，以降低飓风的发生，为安全生产保驾护航。

2.工作面顶板活动规律分析

2.1直接顶的垮落

榆阳煤矿开采的3号煤层直接顶为浅灰色砂质泥岩和细粒砂岩（其中包含两层薄煤，均厚0.5m），致密块状构造，平均厚4.40m，以层状为主，层向裂隙不太发育，抗压强度为30.3～75.9MPa，平均65.3MPa，抗拉强度为1.5MPa。开采时，在推进19～25m时直接顶开始初次垮落，此后随采随垮。

2.2老顶的垮落

（1）老顶的初次断裂步距分析

2302工作面老顶为浅灰色中细粒砂岩，致密较坚硬，层向裂隙不发育，平均厚14.4m，以层状为主，层向裂隙不发育，平均抗压强度为75.9MPa。

对于老顶的断裂形式主要有两种观点：梁式破断和板式破断，下面我们将现场实际情况和理论分析结合起来分析老顶的断裂形式。

由于2302工作面是次采面，南侧有2301采空区，其余为未采动区。因此，可按三边固支梁进行分析。三边固支来压特点和四边固支基本相同

榆阳煤矿2302工作面开采的3号煤层老顶为厚层状粉砂岩，质纯，结构单一，泥质胶结，层理裂隙不甚发育，厚度在12.2m左右，其单向抗压强度平均为75.9Mpa，抗拉强度为1.86MPa。3号煤顶板岩层岩石力学性质。

老顶初次来压步距按固支梁公式计算：

（1）

式中：L—初次来压步距，（m）；h—老顶岩层厚度，（m）；RT—老顶抗拉强度，（MPa）；q—老顶岩层梁承受的载荷，（KPa）。

在式（1）中，关键是确定老顶岩层梁所承受的载荷q，一般老顶上方的岩层由好几层组成。因此老顶岩梁的极限跨距所应考虑载荷的大小，须根据各层之间的互相影响来定。因为是多层岩层，必然考虑到第1个岩层（老顶岩层）之上究竟承受多少层的载荷问题，根据组合岩梁的原理，计算老顶岩层承受多少岩层重量的公式如下：

（2）

式中：(qn)1—第n层时作用于老顶岩层上的载荷，（kPa）；E1、En—老顶及上覆各岩层的弹性模量，（MPa）；h1、hn—老顶及上覆各岩层的厚度，（m）；、—老顶及以上各岩层的体积力，（KN/m3）。

当计算到（qn+1)1＜（qn）1时，n层作用于老顶岩层上的载荷q即采用（qn)1计算。

第2层对第1层的载荷作用（q2)1为

kPa

第3层对第1层的载荷作用（q3)1为

<

根据计算结果，应考虑第一、二对第一层（老顶岩层）载荷的影响，

代入相关参数计算可得老顶初次来压步距：

（3）

式中：L—初次来压步距，（m）；h—老顶岩层厚度，（m）；—老顶抗拉强度，（m）；q—岩层自重及上覆载荷，（m）。

按照“梁”式结构分析得出老顶的初次垮落步距为68.8m。

（2）老顶板式破断分析

随着2301工作面的推进，顶板悬空面积增大，老顶岩梁达到强度极限时，将形成断裂。由于是首采区，顶板将会形成四边固支的板状结构，板的弯矩绝对值最大是发生在长边的中心部位，因而首先将在此形成断裂，而后在短边的中央形成裂缝，待四周裂缝贯通而呈“O”形后，板中央的弯矩又达到最大值，超过强度极限而形成裂缝，最后形成“X”型破坏。此时在板的支承边四周形成上部张开下部闭合的裂缝，而在“X”型破断部分则形成上部闭合而下部张开的裂缝。老顶发生垮落时，岩梁呈竖“O－X”型垮落，两段岩梁分别以两端下断点为轴，以中部上断点为支点，分别内旋，直到中部岩梁触矸。

对于老顶的初次来压步距利用类比法推算2302工作面老顶的初次来压步距。2301工作面顶板岩性与2302工作面相似，其工作面长度为200m。当工作面自开切眼沿走向开采达到81m时，老顶岩梁达到极限垮距，开始发生了初次垮落。由此分析得知老顶的初次来压步距为81.0m。2302综采工作面长度为174m，采空区几何形状系数、初次来压步距类比2301工作面计算初次来压步距。

老顶初次来压按照板梁处于极限悬露状态时，其最大弯矩在采空区中心处，根据Marcus修正解可得：

M=

2301工作面老顶的抗弯强度

综采工作面老顶的初次来压步距准数

Lm=＝＝83.194m

μ----岩层的泊松比

q----岩层自重及其上载荷

h----老顶岩层厚度

σ----老顶岩层抗弯强度

2、用2301工作面老顶的初次来压步距推算2302工作面老顶的初次来压步距

2301工作面老顶的初次来压步距为81m，工作面长度为205m；2302综采工作面长度为179m，计算工作面长度对初次来压步距的影响。

（1）四边固支状态下边长影响系数：

四边固支无限长条的极限垮距：

L=m

2302工作面老顶的初次来压步距：

＝

＝85.326m

（2）若进行强制放顶，工作面四边固支状态即变为三边固支一边简支，其边长影响系数：

2301工作面老顶的初次来压步距：

L=m

2302工作面老顶的初次来压步距：

＝

＝84.206m

（3）2302综采工作面为次采工作面，同时又进行了强制放顶，属两边简支两边固支，其边长影响系数：

2301工作面老顶的初次来压步距：

L=m

2302工作面老顶的初次来压步距：

＝

＝68.659m

因此、从以上分析可知：工作面长度的变化对工作面老顶的初次来压步距影响不大，工作面强放造成三边固支一边简支，工作面老顶的初次来压步距影响也不大。但强制放顶可以避免初次来压对支架造成巨大的冲击载荷，破坏顶板的完整性，减缓初次来压对支架的破坏作用。由于2301和2302区段煤柱为34m，煤柱相对较大，本条简支边影响因素较小，只能一边简支三边固支来考虑，预计2302初次来压步距为84m。

根据2302综采工作面现场矿压观测表明，老顶垮落时工作面机尾距开切眼为83m，工作面机头距开切眼为73m，平均76m，加上切眼7.5m，合计为83.5m和预计初次来压步距84m基本相同，符合实际。

2302综采工作面初次来压垮落分为三个阶段。4月13日零点班接班时，工作面平均推进距离为76米。1时30分左右，采空区深处老顶开始垮落共3次，第2次垮落强度较大，有风并有煤尘产生；工作面中部有轻微的煤炮声，但没有片帮煤产生；工作面支架压力显现正常，未见明显增大现象；采空区及顶板无涌水、淋水现象。说明老顶在强制放顶后，老顶岩层整体性破坏，分为三个板块垮落，形成小----大----小的梯次垮落，造成的飓风相对较小，未造成较大飓风危害。

老顶垮落后破断形态如图1所示。

（2）老顶的周期断裂步距分析

老顶的周期来压步距具有差异性，不存在固定值，其有一定的变化区间，因此我们统计了大量的陕北近浅埋煤层老顶的初次来压步距与周期来压步距的比值，分析得出该比值的变化区间为2.2～3.71，据此分析榆阳煤矿综采工作面老顶的周期来压步距介于22.5～38.0m。而根据现场的矿压观测资料分析，榆阳煤矿2302工作面在初次来压后第一次来压推进距离为20m（平均推进度96m，不包括切眼7.5m），第二次来压推进距离为24m（平均推进度120m，不包括切眼7.5m），第三次周期来压步距27m（平均推进度147m，不包括切眼7.5m），平均24m，据此2302综采工作面周期来压步距应为20～27m。

4.强制放顶技术措施应用

榆阳煤矿2301工作面属于坚硬难垮型顶板，老顶的初次来压步距长达81m，在采空区呈大面积垮落，来压时动压冲击较严重，易对工作面支架造成冲击，大量岩体突然垮落会造成飓风，威胁人身和设备安全。因此，需在来压前对顶板预裂爆破，破坏采空区顶板的完整性，使其尽早垮落，减小初次来压步距，减缓初次来压对支架的破坏作用。

目前，对坚硬顶板进行强制性放顶主要是深孔预裂爆破强制性放顶。以破坏顶板的完整性为前提，对初次来压期间的顶板实施有效控制，使其尽早垮落；根据直接顶、老顶的厚度，设计放顶方案，尽可能使其符合顶板岩层断裂失稳运动；充分利用矿压显现规律，为顶板控制服务；顶板处理高度的确定，应满足冒落矸石充满或基本充满采空区，对上覆岩层起支撑或垫层作用。同时，破坏老顶的完整性，使上覆岩层较易垮落，从而减弱了顶板垮落的冲击强度。

5.结论

（1）近浅埋煤层工作面的顶板坚硬难垮，在未强制放顶条件下初次来压步距为81m，周期来压步距为20～27m，其坚硬顶板在采空区易形成大面积顶板来压，一次冒落的面积少则数千平方米，多则数万平方米甚至十几万平方米，在极短时间内会产生严重的冲击破坏力，瞬间排除已采空间的空气造成飓风，威胁人身和设备安全。

（2）榆阳煤矿2301工作面开采实践表明，老顶初次来压步距按梁式断裂计算与实际情况显然不符，近浅埋煤层地质条件下老顶破断必须按照板式结构分析才能与现场实际情况吻合，。

煤层范文篇5

1.急倾斜煤层的构造复杂,断层和褶曲多,煤层厚度变化较大,开采煤层的赋存条件普遍较差、储量少、开采困难、采煤工作面生产能力小。因此,开采急倾斜煤层的矿井多数是中、小型矿井。

2.急倾斜煤层的倾角大于岩石安息角,采煤工作面采下的煤能自动下滑,从而简化了工作面的装运工作,但下滑的煤和矸石容易冲倒支架,砸伤人员,急倾斜煤层和围岩的节理发育,初次来压和周期来压与不明显,易发生无预兆的大面积突然冒顶垮落,造成顶板事故,给生产带来一些不安全因素。因此,生产的不安全因素多,安全性差。

3.急倾斜煤层顶板压力垂直作用于支架或煤柱上的分力比缓倾斜煤层小,而沿倾斜作用的分力大,煤层开采后,煤层顶、底板都有可能沿倾斜方向滑动垮落,支架稳定性差,易发生扭曲与倾倒。因而工作面支护工作的难度大。

二、急倾斜煤层开采技术存在的问题

总的来说,目前我国急倾斜煤层开采方法中不同程度地存在很多问题,这些问题主要表现在以下几个方面:

1.煤炭损失率高。主要存在于那些采落的煤炭与采空区冒落矸石无隔离设施的采煤方法,如斜坡式、小分段爆破、水力采煤、仓储式等。这些采煤方法的煤炭损失率有的高达40%-50%,与此同时,生产的煤炭往往有较高的含矸率。煤炭损失率高,不但给煤炭自燃创造了条件,而且浪费资源,缩短矿井寿命。

2.巷道掘进率高。这些问题主要表现在斜坡式、小分段爆破和沿倾斜推进的掩护支架等采煤方法中。这些采煤法,有相当大的一部分巷道是在支承压力带内掘进和维护的,维护这些巷道的工作量很大。掘进率高,增加了巷道掘进维护的费用,影响工作面的接替,给通风管理工作造成困难。尤其在有冲击地压危险的煤层中,巷道对煤体切割过多,增加了冲击地压的危险。

3.通风条件差。这一问题,大部分急倾斜煤层采煤方法都不同程度地存在,而斜坡式、小分段爆破、仓储式和长孔爆破采煤法尤为严重。这些采煤方法中,通风系统复杂,有的采煤工作面为独头通风,工作面风流中,煤尘和瓦斯的含量较高,对工人的健康和安全危害较大。

4.工人劳动强度大。这是所有急倾斜煤层采煤方法共同的缺点,由于煤层赋存条件的限制,急倾斜煤层中大部分巷道和工作面坡度大、空间小,工人在工作面落煤、支护、运料、行走均十分困难,劳动强度大。

5.开采效益差。与倾斜或近水平煤层比较,急倾斜煤层的开采不仅单产低、工效低,而且成本高、煤质差,因此,这类急倾斜煤层矿井规模小、效益差。

三、急倾斜煤层采煤方法的分析

1.合理划分采区,加大采区尺寸尽量加大采区尺寸,加大采区的煤炭储量。划分采区时,根据生产设备及回采工艺的要求,避免人为地划分采区边界,适当加大采区的走向长度,加大阶段垂高。

2.优化回采工艺,提高生产效率

目前我国急倾斜煤层开采工艺相对比较落后,绝大多数矿井采用炮采工艺和风镐落煤工艺,工人劳动强度大,安全状况差。优化回采工艺最主要的就是提高回采机械化程度。要提高矿井开采的机械化程度,可以从局部机械化和全局机械化两个方面来考虑。局部机械化指的是从支护方式、落煤方式以及运输方式几个方面单独考虑改进方法,以提高矿这几个方面的机械化程度。全局机械化是采用综合机械化采煤方式,从破煤、装煤、运煤以及支护四个方面来实现机械化。

在一定的条件下,对开采技术条件进行评价,寻求最适宜的采煤方法,并且通过对工作面开采工艺、设备及系统配置的分析,采取改造系统的薄弱环节、完善工艺系统和开采技术等措施来有效地提高工作面单产。如加大采区走向长度,改进回采工艺,合理确定采煤工作面的支护方式等。在通常情况下,急倾斜煤层采区的走向长度比较小,可采储量少,只能满足几个月的正常生产,造成采面搬迁频繁,而且需要留设大量的保护煤柱,影响资源回收率。这不仅影响矿井的正常生产,增加无效工时,同时也造成了资源浪费,降低了工作面设备的使用效率,影响机械化程度的提高。在生产过程中,根据矿井地质条件的变化,加大采区走向长度,不仅可以增加采区储量和服务年限,减少工作面搬迁次数,而且还能减少区间煤柱的损失,减少准备巷道的掘进工程量,进而增大采区生产有效工时比率。加大采区的走向长度,还可以增加采区同时开采的工作面个数,能提高采区的生产能力,有利于采区和矿井的集中生产。

3.改进巷道布置,优化生产系统

选择巷道布置方式时,首先要满足安全生产的要求,保证每个采区、回采工作面均至少有2个安全出口,实现工作面全负压通风。其次,巷道布置方式要与采煤方法一致,同回采工艺结合,充分考虑水平巷道、倾斜巷道各自的优缺点,尽量不采用垂直巷道,提出系统简单、布置合理的准备、回采巷道。

四、结论

我国开采急倾斜煤层的历史悠久,由于经济欠发达,受科学技术、国家产业政策和生产力发展水平等的限制,大、中、小矿井并存,且中、小型煤矿特别多,因此采用的采煤方法很多。本文总结与提升急倾斜煤层的采煤方法与采场矿山压力显现的规律;并针对目前开采存在的主要技术难题,提出急倾斜煤层开采的发展方向与对策,指导急倾斜煤层的安全生产实践,提高企业经济效益,促进急倾斜煤层采煤方法的发展。

参考文献:

[1]梁飞林.土朱矿井急倾斜煤层采煤方法改进[J].中国安全生产科学技术,2009,(3).

[2]李树军.急倾斜煤层仰斜采煤法的探索及应用[J].煤炭技术,2008,(11).

[3]段红民.薄及中厚急倾斜煤层采煤方法优化研究[J].煤炭科学技术,2008,(2).

煤层范文篇6

阿拉巴马州的黑勇士盆地迄今是世界上含煤盆地中煤层气开发项目最多的盆

地。从1980年起，24个不同钻井作业队在该区域钻探了3800多口井，投入成本总

计大约15亿美元。其中绝大多数井是获得美国国会颁布的特殊非常规燃料税收优

惠资格后于1989～1990年钻探的，有关钻井项目一直持续到1990年底。到1991年

10月，已有2714口井投入生产。尽管很多井还没有排水，日产总量已达到0063

亿m3，截止到1991年11月1日，累计产量达5247亿m3。

当全部煤层气井经完全排水生产后，1994年黑勇士盆地煤层气的最高日产量

将达到0149亿m3。

随着对黑勇士盆地煤层气资源开发工程项目的投资，这些有效资源已经进入

到民用消费市场。下面假设有一个250口井的开发工程项目，开发初期的气价采

用实际销售气价，我们将对该工程项目进行经济分析。当黑勇士盆地煤层气着手

开发时的销售气价明显低于预测气价时，即使采用最高产量进行上述项目的经济

分析也需要使用非常规燃料第29号税收优惠法案的扶持，以提供一个较可行的投

资回收方案。

1有关的理论方法

首先，应从在该盆地进行煤层气开发的一些大、小生产公司收集勘探开发投

资、生产成本方面的数据，还要从阿拉巴马州和参与该项研究的公司处收集那些

现有的历史产量数据。

杉树湾(TheCedarCove)地区位于阿拉巴马州托斯卡卢萨(

Tuscaloosa)县的东南部，我们选择该区块作为模拟研究区。从有一

年以上生产期的150多口煤层气井、有18个月生产期的50多口及36个月生产期的2

5口煤层气井的以往生产数据中，可以得到煤的平均开发生产率，利用这些数据

能够得到煤层气、抽出水的平均最高产率。

假设在1988年租用一块35000英亩的土地上，按当时的勘探程序建立一个勘

探开发投资模型。根据实际的历史产量数据、假定的煤层总厚、单井控制地质储

量、期望生产率和理论上的生产递减率及采收率，能够得到煤层气、抽出水的单

井期望产量。

对一个工程项目的经济评价就是利用投资模型及气、水产量和以往生产成本

进行计算机模拟计算的过程。我们以1988年项目开始时的气价期望值和实际气价

以及现在的气价期望值为基础来确定气价。

2有关模拟的数据资料准备

表1展示了模拟项目的投资成本和工期。该工程预定开工时间是1988年初，

完成时间是四年，中间分三个阶段：

勘探阶段(表1)：时间二年，总投资64百万美元，具体包括：地质研究、

土地租赁、5口探井(每井深3500英尺)、7口取芯井即详探、煤芯测试井。第二阶

段是只有25口井的小规模试验生产阶段，时间是12~18个月，总计投资大约920万

美元，目的是对大范围商业开发进行评估。试验阶段包括有限的生产装置成本投

资，如集输管线、减压装置和水处理设备。

随着试采工程项目的成功，接着就要进行大规模商业开发，在该区块需要再

钻开发井225口，并完成相应的生产基础设施建设，投资金额754百万

表1煤层甲烷开发模拟项目及成本

第一阶段：勘探阶段

1988地质研究150000

租用土地费(共35000英亩，85美元／英亩(土地租借费75美元/英亩，土地占用

费10美元／英亩)

2975000

探井

1个取芯和测试井97500

10668m探井5口(265000美元／井)1325000

测试项目

地质测试(20000美元／井)100000

抽水实验(50000美元／井)250000

水处理(300×180桶/井，108000美元／井)

540000

技术装备和管理费(45000美元／井)225000

意外事故费(45000美元／井)225000

小计5887500

1989钻进和测试6口取芯井

钻井(52000美元／井)315000

岩芯实验室测试和小眼井测试

(35000美元／井)

215000

技术装备和管理费30000

意外事故费30000

小计590000

第一阶段总计6477500

第二阶段：

小规模试验生产阶段

(25口井的开发项目--5口探井，20口开发井)

1989

20口开发井(钻探、完井、装备)(265000美元／井)

5300000

集输系统(25×12000美元)937500

供电系统(25×12000美元）300000

起动费用(25口)625000

压缩(租用费，3000美元／井/年)75000

水处理到河流

3英里长、直径10英寸的管道150000

容量50000桶的处理池400000

监测站200000

小计7987500

一般管理和行政监督费(5%)399375

意外事故费用(10%)798750

第二阶段总计9185625

第三阶段：开发阶段

(另打225口开发井，共计250口井的开发项目)

1990~91

225口井的钻探、完井和装备(260000美元/井)

58500000

气和水的集输(37000美元／井)8437500

供电、电耗(12000美元／井)2700000

水处理(9800美元／井)2205000

小计71842500

一般管理和行政监督费(5%)3592125

第三阶段总计75434625

累计工程投资91097750

美元，整个阶段累计需投资91百万美元，在我们的模型中，每口3500英尺(1066

8m)开发井的生产成本还要包括生产和水处理基础设施费，总值为3193万美

元。

租赁生产成本见表2。日常的监控费用、动力费和一般行政管理费用比较固

定，每月按1000美元计，另外还有气井的维修费用，该项费用在开始生产时要高

一些，因为在这期间需要排水，因而要考虑水处理费，同时需要定期对井泵进行

检修。

表2租赁生产投资费用

可变成本

压缩(单位成本：53美元／km3)

月产量，km3每井月投资成本，美元

170900

水监测和处理(单位成本：005美元／桶)

生产年份月产量，桶每井月成本，美元

17800390

23900195

33510176

43120156

52730137

井的维修(修理和替代)

生产年份每井年成本，美元每井月成本，美元

110000

26000

3~54000

62000305（6年平均)

固定成本

每井月成本，美元

日生产费(井泵、计量、计量审核)300

电力费用400

管理费300

经过最初的3～5年后，气井维修费用将明显降低，这些变化的成本也包括气

体压缩成本(按53美元／km3计算)、水处理费用(按015美元／桶计算)

。黑勇士盆地水处理费用相对较低，因为产出水矿化度较低，固体沉淀处理后可

以流入当地的河流中。在头三年的生产中，每口开发井的总模拟生产成本费在29

000～33000美元／年之间。

21生产情况

模拟区块内的BlackCreek、MaryLee、Pratt和C

obb煤层组中含有76m厚的低挥发烟煤，一般需要多层完井。

从深层的BlackCreek煤组到浅层的Cobb煤组，单层煤平均

含气量由849m3／t变化到1416m3／t。在我们的研究模型中，取

加权平均值1132m3／t，单井控制面积为80英亩。由此可计算得到单井控

制的煤层气地质储量是0408亿m3。

托斯卡卢萨(Tuscaloosa)县东南部一些较好的生产井8～12个

月达到最高产气量5098～8490m3/d，可持续高产6～12个月，然后产

量开始递减。一些最好的井日产量达283万m3，但这种井是相当少见的。

在低渗透率煤层区，一些产气较差的井最高日产量低于1115m3。在我们

的模型中，假定生产井在生产十一个月内达到平均最高日产量5660m3，持续

高产6个月后产量开始递减。该地区煤层气井的产水量相对较高。在投入生产第

一个月内，295口井的初期平均排水量是425桶／d。12个月后，平均日产水量下

降到211桶，48个月以后，单井日排水量小于100桶。

22财务模拟的假设

我们的经济模拟着眼于经济收益，这里的经济收益是指在支付占总数额15%

的资源补偿费后的全部经营所得，煤层气总产量应该减去进行气体加压收缩而消

耗的份额，按6%计算。每年的煤层气纯产量再乘以工业销售气价就是年总产值。

总产值减去租借生产成本、无形的钻井成本、阿拉巴马州的资源开采税以及

托斯卡卢萨县的货物税就是净收益，不包括经营收入所得税。可征税收入的计算

是在净收益减去矿藏储量衰竭减税率和依据单位产量法制定的工程投资折旧费后

的收入。另外34%的公司税率也包括在这部分纯可征税收入内。

最后，假定适于第29条法案的全部税收优惠额也算在当年的收益中。1980年

通过的这项优惠法案是为了鼓励非常规燃料的商业化开发而制定的，象沥青砂、

页岩和煤层气。1990年的优惠数额是3074美元／km3，优惠额随着通货膨

胀率的浮动作相应调整，一直到2002年为止。

23气价

我们假定模拟工程项目于1988年开始建设，黑勇士盆地煤层气的销售价格每

年按5%的幅度增加，在这个前提下，从1990的气价--7420美元/km3开始，

我们对其进行经济分析。糟糕的是，由于经济萧条以及天然气生产的供大于求，

天然气的销售价格从1990年至今一直呈下降趋势。以实际的平均销售价格为基准

进行二次经济分析，并与上述假设价格的情况相比较研究，以展示低于最初预测

气价的实际销售气价对模型预测所产生的经济影响。

表3列出了在模拟现金流量和经济分析中用到的一些经济参数。

3经济模拟结果的分析

在我们假想的开发工程项目中，按预想的情况每口煤层气开发井应该生产25

36Mm3气，占单井控制面积内地质储量的62%(或采收率62%)，生产寿命超

过30年。表4列出了每口井的产量和储量。在这个250口井开发项目中，预计在项

目开发期的第六年达到最高产量，即133Mm3／d。

表3黑勇士盆地开发的有关经济指标

经营利率100%

净收益率085

燃料消耗6%(总产量)

气价美元／km3美元／km3

年份预测价实际价

199074157415

199178045297

199278744732

年增长率按5%计，最高价是12359美元／km3

开采税率，%4

矿区枯竭减税和折旧率，%34(单位生产法)

公司税率，%34

第29号法案税优惠数额(美元／km3）

19903072

19913178

19923319

年增长率是4%，直到2002年

净现值贴现率，%15

表4煤层气开发模拟项目的产量和储量

黑勇士盆地煤层气的多煤层完井

井深，m

煤层厚度,m

平均含气量,m3/t

煤密度,t/m3

单井控制面积，m2

单井控制地质储量,Mm3

采收率，%

平均最高日产量,km3

在经济寿命期内的累计最高产量，Mm3

模拟采收率，%10668

762

1133

146

3237496

4078M

65

566

2537

62(30年)

31按原来预期气价分析

我们假设模拟项目的大规模开发于1988年开始，预计气价按每年5%的速度递

增。在提高气价的前提下，我们对这个假设的250口井开发项目进行的模拟经济

分析得到以下结果：缴纳联邦收入税以前的未贴现收入是244百万美元，与投入

资金882百万美元相比，收入投资比是52∶1；内部收益率(IRR)是211%，

按15%的贴现率计算净现值198百万美元。

如果没有第29条税收优惠法案，税后收入与投资比是34∶1；内部收益率

(IRR)是173%，按15%的贴现率计算净现值是6百万美元；当利用第29条法案获

得税收优惠后，税后收益是292百万美元，收入投资比(P／I)是62∶1；内部收

益率(IRR)上升到33%；按15%的贴现率计算净现值是484百万美元。

在这种情况下，既使没有第29号税收优惠法案，这种低风险的开发项目投资

在税后也能获益。如果这种税收优惠政策全面实施，煤层气的勘探开发投资项目

将具有非常可观的经济效益。

32按实际气价分析

然而，实际的天然气销售价格不是上升，而是从1990年起就一直下跌。如果

按1990年、1991年的实际气价以及1992年的预测气价进行经济分析，那么投资回

收将明显低于原来预计的数额。税前未贴现收入下降到822百万美元，收入投

资比只有17∶1；内部收益率(IRR)是71%，按15%的贴现率计算净现值是亏损

244百万美元。如果没有第29号税收优惠法案，税后收入投资比只有11∶1，

内部收益率是58%；如果第29号税收优惠政策全面实施，内部收益率(IRR)上升

到227%，未贴现的收入-投资比(P／I)是39∶1，按15%的贴现率计算净现值

是192百万美元。

很明显，如果没有第29号税收优惠法案，开发项目的投资情况将非常差。相

反，有了这项税收优惠政策，这些开发项目的投资因风险较小而变得可行。通过

对第29号税收优惠政策对开发模型经济的影响分析，明确地说明了实施这项优惠

政策的必要性，有了它，开发项目就是可行的；否则，开发项目就不能进行。

表5我们列出了不同的价格体系下，黑勇士盆

表5煤层气开发项目税收经济指标

税前税后税优后

按1990年的预期价格计算

收益／投资

52

34

62

内部收益率211173330

15%贴现率净现值(百万美元)19860484

按1990~92年实际气价计算

收益／投资

17

11

39

内部收益率7158227

15％贴现率净现值(百万美元)(-244)(-231)(192)

地煤层气模拟开发工程项目税前和税后的有关经济指标。

4投资回收讨论

在黑勇士盆地煤层气勘探开发项目和位于托斯卡卢萨东南部的模型开发项目

中，单井平均最高产气率是2813m3/d，假定气价接近或超过7067美元/km

3，则该产量应该能提供较好的税前及税后投资回收率，但不显著。当气价坚挺

时，在第29号税收优惠政策保护下，投资回收较好的煤层气开发项目成为优越的

投资项目。按1990年的预测气价，模拟开发项目显示：第29号税收优惠法案几乎

使税后收入翻一番，税后现金流量从161百万美元上升到293百万美元。正是这项

优惠政策的作用，使1989～1990年黑勇士盆地的煤层气开发得到了突飞猛进

的发展。

随着第29号税收优惠政策的落实，预计煤层气开发项目的内部收益率达33%

，收入投资比达62∶1，这有力地推动了该盆地钻探项目的进行。已经投

产的3800口开发井最终能提供的民用煤层气产量达1486Mm3／d。

就目前的天然气销售市场来说，如果没有第29号税收优惠法案的保护政策，

当气价较低时，包括我们的模拟项目在内的所有煤层气开发工程的投资回收额与

常规石油开发投资项目相比将是很低的，因为与同样深度和产能的常规天然气井

相比，煤层气开发井的投资和生产成本较高。

就现行气价进行核算，第29号税收优惠政策实施后模拟项目的累计净现金流

量将提高24倍。这就使煤层气开发项目从根本上免于受经济萧条的影响，如果

1988～1990年期间刚刚起步的煤层气开发项目在达到高产时恰好碰上气价陷入低

谷，那么这些项目的生产将变得举步艰难。

无可置疑的是，依据现有的资料将能够证明，在托斯卡卢萨县东南部模拟开

发区中我们所选用的典型钻孔好于黑勇士盆地钻孔的平均水平。

虽然在美国，煤层气目前是一种已证实能源，并已打了6000多口煤层气井。

煤层范文篇7

关键词:综放开采;煤层注水;技术参数;降尘效果

0引言在煤矿生产过程中，煤尘严重地威胁着生产安全和矿工的身心健康。主要表现在2个方面:一是对人体健康的危害，即工人长期吸入矿尘，轻者患呼吸道炎症，重者患尘肺病;二是引起燃烧和爆炸事故〔1－2〕。煤层注水技术是矿井最重要的降尘措施之一，基于伯方煤矿3202综放工作面的具体情况，设计了该煤层注水方式及注水参数，并将其应用于现场实践。

1试验工作面概况

3202综放工作面位于二盘区运输巷的右侧，为二盘区首采工作面，其两侧均为实体煤。工作面的巷道布置见图1。煤层赋存深度225～250m，平均

230m。工作面长145m(走向方向)推进长度705m(倾斜方向)，煤层厚度5．82m，倾角3°～5°，赋存稳定。3#煤层的直接顶为3．68m厚的泥岩，老顶为8．36m厚的中砂岩;直接底为2．29m厚的细砂岩，老底为6．96m厚的黑色泥岩。工作面整体为一单斜构造，倾角3°～5°，无断层和褶皱，但有2个陷落柱。1个位于距回风顺槽100m处，对生产无影响;另1个回风顺槽100m处，其大小为长轴80m，短轴50m，对回采有影响，回采至该陷落柱时需搬迁工作面。

2煤层注水方式及注水参数的确定2．1注水方式的选择按照水进入煤体的形式可以分为:长钻孔注水、短钻孔注水和深孔注水;按照水的供给方式可以分为:静压注水和动压注水。

根据伯方煤矿综放工作面的具体条件，考虑3#煤层的渗透性、采煤作业和注水作业的相互干扰程度、综放工作面的巷道布置、煤的埋藏深度、顶板岩石遇水的软化程度等，确定采用长钻孔、动压注水方式。

2．2注水参数确定

2．2．1钻孔(1)钻孔布置。采用单侧布孔法，钻孔布置在回风顺槽内距底板(即煤层底板)1．3m左右高度处。

(2)钻孔长度L。钻孔长度取决于工作面长度、煤层透水性及钻孔方向。单向钻孔的钻孔长度L=L1－L2，工作面长度L1为145m;L1为孔底至另一个顺槽煤帮距离，根据伯方煤矿3#煤的渗透性，取L2=25m;则钻孔长度为L=120m。

(3)钻孔间距B。钻孔间距B取20m。

(4)钻孔水平转角。为避免回采工作面推进过程与注水钻孔平行接触，防止工作面煤壁片帮，保持在工作面推进方向上注水量的均匀性，一般取注水孔的水平转角为70°～75°。

(5)钻孔倾角。钻孔仰角1．1°～1．3°，确保孔底距煤层顶板0．5～1m。

(6)封孔方法与封孔长度。在煤层完整性和钻孔质量较好的条件下，选用水力膨胀封孔器封孔，封孔长度取5～6m;在煤层完整性和钻孔质量较差的条件下，采用水泥注浆泵注浆封孔，封孔长度取8～10m。

2．2．2注水参数

(1)注水超前回采工作面的合理位置。预注水超前工作面位置的确定是注水工作中一个关键的技术问题。预注水位置的选择既要考虑顶煤在前方支承压力作用下裂隙的发展变化，又要考虑有足够的时间使注入煤体的水能够充分润湿煤体。对于综放工作面，顶煤在工作面前方的变形具有明显的渐进性和分区性。实际的最佳注水位置应根据实测的支撑压力曲线和顶煤位移曲线确定。根据不同硬度煤层支承压力的分布特征、顶煤变形规律和测试结果，制定硬煤、中硬煤和软煤预注水超前工作面的合理注水区域位置见表1。

伯方煤矿3#煤的单轴抗压强度为:上部9．55MPa，下部8．67MPa，平均9．11MPa，属于软煤。因此确定开始注水超前工作面煤壁的距离为40～60m，停止注水超前工作面的距离为10～20m。

(2)单孔注水量。

计算公式:Q=K·h·L·ρ·n

z(1)式中，h为煤层厚度，L为工作面长度，S为注水孔间距，ρ为煤的密度，取1．4t/m3，nz为煤体注水后提高的含水率，取1%，K为重复浸润系数，在一般情况取K=1．2。表2为不同煤层厚度和不同工作面长度条件下单孔注水量的计算结果。

(3)注水时间。钻孔注水时间与注水量成正比，与注水速度成反比。首先应根据煤层的渗透特性和钻孔长度选择注水泵，选定注水泵后即可确定每孔的注水时间，在该矿的实际操作中注水时间以煤壁“挂汗”时为止。

根据t=Q/q，，q为注水泵的流量，选用7BG－4．5/160注水泵，泵的流量为4．5m3/h，则在不同煤层厚度和不同工作面长度条件下每个注水孔的注水时间计算结果见表3。

(4)注水压力。注水压力与煤层埋深、上覆岩层的密度、煤层瓦斯压力以及煤体结构等因素有关〔3〕。

式中，p为注水压力(终压)，MPa;c为渗透系数随注水压力增加的指数系数，c=0．1581;ρw为水的密度，0．001kg/cm3;q1为单位注水孔长度、单位煤层厚度、单位时间内的1/2注水量，cm3;R为注水区域半径，cm;a为渗透系数初值，，cm/h;K为重复浸湿和漏水备用系数，取K=1．2。则在不同煤层厚度和不同工作面长度条件下每个注水孔的注水压力计算结果见表4。

3注水降尘效果及其分析通过测定注水前后割、放煤时的总尘量和呼吸性粉尘浓度评价注水降尘效果，注水前，总含尘量113．6mg/m3，呼吸性粉尘量61．3mg/m3;实施煤层注水后，总含尘量为45．8mg/m3，呼吸性粉尘量为28．6mg/m3，分别比注水前降低59．7%和53．3%。

但由于伯方煤矿开采的3

#煤为无烟煤，质硬、性脆、水润湿性差，仍远高于《煤矿安全规程》规定的作业场所空气中最高粉尘浓度值(总粉尘量＜10mg/m3，呼吸性粉尘＜3．5mg/m3)。要使3#煤综放工作面粉尘量有明显降低，达到或接近允许值，必须进行以下工作:(1)注水压力提高到5MPa以上，确保有效封孔长度3～5m，防止注水孔口附近跑漏水，影响注水质量。

(2)在注水中添加表面润湿剂，提高水对煤的润湿效果。

(3)在工作面超前支承压力影响带内实施注水工作，采用动压间断复注水方式。

(4)采取综合降尘措施，包括割煤降尘、移架降尘、放煤降尘、破碎机降尘和各转载点降尘等。

4结论

煤层范文篇8

［关键词］煤层瓦斯；隧洞；技术措施；作业环境；安全产生

1工程概况

夹岩水利枢纽及供水工程，是一座以城乡供水和灌溉为主、兼顾发电、扶贫开发、改善生态环境的“国家重点水利工程”，供水区域涉范围7个县市区，渠道总长829000m。其中水打桥输水隧洞总长20360m，埋深50～435m，隧洞进口位于鼎新煤矿附近，标段地质情况复杂、沟谷众多、岩溶发育，隧洞穿越地层主要为二叠系至三叠系地层，洞线与岩层走向大角度斜交，地质报告中有煤层瓦斯出现，甚至会出现高瓦斯。

2水打桥隧洞瓦斯活动情况

根据设计地质预报，隧道进口里程0-25m～0+961m段洞身通过二叠系P3L中厚及薄层细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩夹粉质泥岩、泥岩等，含煤层，瓦斯绝对涌出量为1.86m3/min，属于施工的高危区域,存在煤与瓦斯突出的安全风险。水大桥隧洞隧洞于2015年12月正式进行隧洞开挖，隧洞洞口覆盖层只有3m厚度，经过采用大管棚的施工方法顺利通过，当进入隧洞内就出现了不同程度的煤层瓦斯，开始瓦斯含量较低，浓度只有0.5%左右，当开挖达到200m以后瓦斯含量增高、浓度达到3%，监理部及时组织召开专题讨论会，会议相关方提出了治理方案措施，施工单位随即开展了瓦斯专项技术治理工作。

3瓦斯隧洞施工技术措施

3.1加强隧洞通风，及时排出瓦斯。根据设计提供的地质预报并结合现场的实际情况，在水打桥隧洞进口距离洞口30m处安装SDF（B）-4-No13型轴流式风机2台，通风机采用风筒压入式向隧道内通风，风筒直径1.8m，高效风量2691m3/min，既能满足隧道施工风量要求亦能满足在揭煤时最大断面风速不小于0.3m/s；全压930～5920Pa，通风机功率110kW。在隧洞的避车洞里安装了通风局扇吹入，这样能够及时将一些通风死角部位进行通风回流，在隧洞开挖到300m以后，为保证长隧洞通风的流速和效果在隧洞中部每间隔200m安装1台射流风机，以确保快速排出隧道瓦斯。3.2隧洞施工设备技术改造。根据《瓦斯隧道技术规范》规定，结合现场实际情况对电气设备与作业机械使用防爆型，隧道开挖进入煤层瓦斯段，对所使用的机械设备进行防爆改装，主要包括：挖掘机、装载机、自卸汽车等，机械设备改装选择了有资质的专业公司对机械进行防爆改装。针对瓦斯隧洞内燃施工机械设备，选配了一套适合于车载的瓦斯自动监测报警闭锁系统，见表1。该系统安装于内燃施工机械设备上，实时监测其周围环境空气中的瓦斯浓度，当环境瓦斯浓度超过报警限值，系统发出声光报警；当浓度继续上升时，超过断电上限后，监控系统发出车辆自动断油断电信号，控制车辆的相关电子装置实现自动断电熄火功能。当环境瓦斯浓度降到安全限值以下报警解除，该内燃施工机械设备方可再次进行启动。3.3施工供电线路的铺设。按照煤层瓦斯施工作业供电要求配置两路电源，隧洞内电源与隧洞外电源分别设置电源线，隧洞供电方案为各自独立系统，洞内电器全部采用防爆型。隧洞内设两回路电源线路，主要供隧洞内射流风机、照明及局扇使用，当一回路运行时，另一回路备用，以保证供电的连续性。洞内的高压电缆均使用有屏蔽的监视型橡套电缆，低压电缆使用为不延燃橡套电缆，各种电缆的分支连接，均使用了与电缆配套的防爆连接器、接线盒。为保证隧洞的正常通风及照明，备用1台630kW发电机，在停电15min内，启动发电机供隧道内通风、监测及照明。对进入隧道的供电线路，在隧道洞口处装设避雷装置。洞内照明系统采用了洞内防爆变压器输出经矿用防爆主电缆在各相应地段设置照明及信号专用ZXB4型综合保护装置，将380V三相中性点不接地电源降为127V，用分支电缆、防爆接线合接入防爆灯具，以满足道路和施工的需要。隧洞内照明灯具在开挖工作面附近固定照明灯具采用EXdⅠ型矿用防爆照明灯，移动照明全部采用矿灯。3.4瓦电联锁系统应用。为保证施工安全，在施工现场安装了煤矿瓦斯监测设备，考虑到监测系统在内燃施工机械设备上应用与矿井的条件差别，选用重庆煤科院研制的KZJ001-F煤矿监测分站和KG9701A低浓度甲烷传感器,见图1。该系统具有体积小巧、安装方便、运行稳定的特点。图1传感器系统工作原理系统工作原理：主要采集施工机械工作区域的环境瓦斯气体浓度参数，控制分站根据采集的浓度值和控制逻辑进行分析处理。当环境瓦斯浓度逐渐上升，达到比较危险的浓度时（如按规定设定为0.3%），分站向报警器发出报警信号，报警器发出声光报警，操作人员听到或看到报警信号后立即停止作业，在查明原因并解除危险后再行作业，可以实现危险提前处理的作用。如果瓦斯浓度上升较快或者是施工机械现场无人值守时，环境瓦斯浓度达到较高危险限值时（如按规定设定为0.5%），此时控制分站向机械的断油熄火控制器和电源控制器发出控制信号，使机械自动停止工作并关闭总电源，实现闭锁，控制机械重新启动产生火花造成爆炸事故。3.5超前钻孔探测煤层瓦斯含量。采用超前水平钻探法对开挖面前方50m范围内的煤层瓦斯含量进行探测，钻孔采用MDL-200多功能全液压履带钻机，钻孔直径ϕ108mm，每断面布设3个超前水平探测孔，见图2。其中一孔取岩芯，对掌子面前方围岩和煤层结构进行取芯分析，探孔45m一环，单孔长为50m，相邻探测孔之间的搭接长度为5m，对有异常现象出现的工作面增加探测孔并结合其他手段进行综合性分析。实施过程中对每一个探测孔进行连续性瓦斯检测，由专业瓦斯检测员每钻孔5m深度量测一次，对于瓦斯浓度含量低（孔口检测小于2%）时，按照常规的通风方法进行稀释排出洞外，对于瓦斯浓度含量高（孔口检测大于2%）时，采用加强通风方式进行稀释排放，并根据现场的实际情况延长通风时间，直至瓦斯浓度符合要求时才进行工作面开挖作业施工。3.6煤层瓦斯隧洞开挖施工技术。3.6.1钻孔与爆破。在确定开挖工作面具备爆破作业时，使用钻孔爆破方法进行隧洞开挖，由于断面小采用全断面开挖方式，使用YT28型气腿式凿岩机钻孔，孔径ϕ48mm，炸药采用煤矿许用安全炸药，起爆方式采用电力起爆，并使用煤矿许用电雷管，最后一段的雷管延期时间在130ms以内。炮孔堵塞采用黏土炮泥封堵；爆破网路采用并联方式和爆破连线采用串联连接方式，连接接头相互扭紧，明线部分包裹绝缘层并悬空固定，母线与电缆、电线、信号线分别挂在隧洞两侧。施工中对周边孔钻孔间距、钻孔深度、装药量等有严格的要求，采用不耦合系数装药结构，合理的不耦合装药系数减小爆破压力对孔壁的破坏性，在装药时不耦合系数采用2.1。周边孔钻孔及装药参数，见表2。3.6.2瓦斯隧洞出渣作业。为保证工作面安全施工，爆破后由专业瓦斯检测员对瓦斯浓度进行检测，如果瓦斯浓度超过0.5%时，采取加强通风措施直到瓦斯浓度降到安全值后才能出渣，出渣采用装载机装渣，使用15t自卸车出渣，由于出渣过程中机械设备产生尾气排放可能会导致瓦斯浓度再次升高，当升高一定浓度（0.5%）时，施工设备的防爆装置就会报警并发挥作用，自动切断机械设备的油路和电路。通过采取措施当工作面恢复低浓度时再继续出渣作业。3.6.3瓦斯隧洞支护作业由于受地质情况复杂、岩石破碎、煤系地层软弱带影响，对开挖部位的岩面及时进行了锚喷支护工作，支护采用锚杆、钢支撑、钢筋网、喷混凝土等联合支护形式。1）锚杆使用ϕ25mm的螺纹钢筋，锚固长度3m，使用气腿式手风钻钻孔，采用先注浆后插杆施工工艺。2）钢支撑采用22工字钢，经过加工后在工作面分段组装，每段之间使用螺栓连接，严禁使用电弧焊接，钢支撑安装后用砂浆锚杆进行固定。3）钢筋网采用ϕ8mm钢筋编制而成，使用绑线固定在锚杆上。4）喷混凝土是一道关键性工艺，它既能够对围岩进行加固，又能够对瓦斯气体起到封闭作用，因此对喷混凝土的厚度和强度要求高，施工过程中做到了及时喷锚施工。

4瓦斯隧洞安全监控

为保证施工安全，施工现场加强对瓦斯的检测监控管理，安排专业瓦斯检测人员主要对瓦斯的监测工作进行监督、检查，定期对各工作面进行瓦斯检测，并将监测数据整理汇总后上报监测中心。隧道瓦斯监测系统由自动监测系统和人工监测相结合的原则进行设置，实现以自动监测为主，人工监测为辅的监测管理体。自动监测按要求确定监测点进行设置，采集数据上传至监控中心进行分级控制和响应。人工监控管理由瓦斯监测人员24h轮班进行无缝监测，共配置专职瓦检人员4名。1）瓦斯检测的部位及重点：人工监测每人配置高、低浓度便携式瓦斯浓度检测仪各一台，对瓦斯容易聚集的掌子面，拱顶、超挖处、避车避人洞等部位保证1次/h的监测频率。2）瓦斯监测方法及监测记录：掌子面爆破后，在距离掌子面20cm处进行现场测量瓦斯浓度，测量位置为掌子面开挖轮廓内20cm处以及靠近通风机通风口的100cm处，现场读数，检测仪设定的报警值为瓦斯浓度达到0.5%，为施工人员安全提供应急保证。

5结语

瓦斯隧洞施工技术实施效果。水打桥隧洞0-25～0+961m段为煤层瓦斯洞段，在施工过程中从瓦斯控制的源头开始，实施了相应的通风设计、安全供电措施、机械设备防爆改造、系统检测监控等，开挖过程中严格施工程序，没有发生安全生产事故，保证了施工人员和机械设备安全，为水打桥隧洞合同工期按期完成奠定了基础。

［参考文献］

［1］于博.水工隧洞塌方应急抢险关键技术探析［J］.水利规划与设计，2016（08）：91-93.

［2］荆海丰.小浪底引黄工程干线1号隧洞涌水量预测［J］.水利规划与设计，2017（06）：27-30.

煤层范文篇9

我国煤炭的开采已有很久的历史，我国各个煤矿的薄煤层的开采都相对较晚，主要经历了以下发展阶段：以炮采工艺为主开采薄煤层始于20世纪50年代；60年代广泛应用深截煤机掏槽，爆破落煤技术；到20世纪70年代，随着钢丝绳牵引刨煤机、全液压驱动刨煤机和刮斗刨煤机等不同类型的刨煤机的研制成功，薄煤层机组得到大力发展；BM-100型薄煤层滚筒采煤机研制成功于1974年。天府矿务局和徐州矿务局在20世纪90年代分别从俄罗斯和乌克兰引进了螺旋钻采煤机，新汶矿业集团在2003年引进了2台三钻头的螺旋钻采煤机。此时，我国各煤矿的薄煤层、极薄煤层的煤炭得到了有效开采，打破了部分薄煤层利用传统采煤工艺不能开采的僵局。

2薄煤层开采的特点

2.1薄煤层采煤的工艺特点

由于采煤机开采薄煤层时，采高较低，这种情况下，采煤机机身要足够低，另外就是采煤机必需有不应低于100～200kW足够的功率；过煤和过机空间高度要足够；为适应煤层变化，机身应尽可能短；尽可能不用人工在工作面开切口进刀采煤；采煤机的结构应简单可靠，以便于安装维护。为满足这些要求，薄煤层采煤机分为爬底板式和骑输送机式两类。爬底板式采煤机机面高度低，机身位于滚筒开出的机道内。对于厚度大于0.18～0.19m的煤层要用骑输送机式采煤机开采，这种采煤机由输送机机槽支承和导向。两种采煤机在采高相同时，爬底板式采煤机过煤空间高，工作面过风断面大、工作安全，还可增大电机功率，生产能力较大，可用于开采0.16～0.18m的煤层。

2.2薄煤层自动化开采的两种技术途径

2.2.1刨煤机综采机组。刨煤机采煤是一种“浅截深、多循环”的采煤设备，结构简单、工作可靠，便于维修，对薄煤层开采具有特有的优势，不仅能达到高产，也能最大限度地保证人身安全。因此，刨煤机是实现薄煤层高产高效的有效途径。提高刨煤机刨硬煤的能力和提高刨头调向装置的灵敏度可提高刨煤机的生产力。提高刨煤机刨硬煤的能力可通过增加刨煤机的装机功率，提高部分元部件的可靠性来实现。2003年8月，山西焦煤集团马兰矿投产了一套全自动刨煤机系统，开始了薄煤层无人工作面开采，最高日产可达6280t。

2.2.2滚筒采煤机机组。目前滚筒采煤机自动化割煤工艺主要有采煤机尾滚筒随动割煤和采煤机记忆割煤两种。

3自动化技术的组成

3.1采煤机程序控制自动割煤技术采煤机采用记忆割煤技术，通过示范刀学习，煤机自动记录工作面内任一位置滚筒高度参数。由采煤机上的摇臂角度传感器来计算滚筒高度；左右牵引部D齿轮上安装有速度传感器，可以自动计算煤机的位置和方向；记忆割煤时，根据记录的滚筒轨迹，煤机可自动调整滚筒高度并实现自动割煤；记忆割煤时，煤机会在程序预设位置自动停机并调整滚筒高度，需要人工发出换向指令及给定牵引速度；煤机会自动记录煤机在不同位置煤层的倾角、起伏变化，通过参数设置可以对工作面规律性的变化进行补偿。

3.2支架与采煤机联动技术

支架与采煤机联动技术的解决途径：支架通过红外线接收器接收煤机上红外线发射器发射的信号确定煤机位置。按照预先设定的程序，支架可自动完成移架和推溜。在工作面两端头，可以由程序控制自动完成三角区内支架的动作。每台支架都有一个独立控制器，控制器之间可以相互通讯。支架主控计算机，可以监视工作面内每台支架的传感器状态及设置支架参数，并可以进行远程遥控。

3.3自动化信息通讯技术

自动化信息通讯技术的解决途径，煤机与JOS、监视器之间通过随机电缆及光缆通讯。由通讯电缆在支架主控计算机与支架之间、相邻两架之间传输信号。数据上传系统，所有信号传输至地面调度室，便于远程控制。

3.4设备状态监测技术

工作面常见的问题，通过设备传感器及随机视频摄像系统监视设备状态，并及时调整设备状态加以解决。由立柱压力传感器、自动补压系统可防止支架未接顶；支架行程传感器监测拉架或推溜是否到位；支架倾角传感器可防止支架倾斜；随机成像系统可监测煤机与支架是否有干涉；JOS、支架主控计算机可诊断煤机、三机、支架故障并排除。

3.5采煤机割煤的远程干预

通过在煤机上装一套随机摄像系统来监视煤机滚筒位置，视频信号经过随机光缆传输至控制台的监视器上。煤机信息（滚筒高度、电机电流等）通过随机电缆传输至控制台JOS（JOY顺槽主控计算机）。控制台设置远控遥控器，遥控信号经过随机光缆将传输至于煤机，自动化操作人员根据视频监视器和JOS提供的工作面及设备信息实现对煤机的远程遥控。

4开采自动化存在的问题

（1）由于矿井下条件局限，随机摄像系统成像清晰度不高，须进一步研究提高摄像系统的清晰度；

（2）割煤时震动大，采煤机上安装的电气元件较易损坏；

（3）需要进一步提高各类传感器的可靠性及精度；

（4）提高设备的稳定性，减少维修；

（5）自动化割煤在煤层赋存条件复杂的条件下如何使用值得进一步研究；

（6）操作及维护人员的技术水平需要进一步提高。

5结语

煤层范文篇10

1.1改善能源结构。就当下情况来讲，我国的能源资源储量较为紧缺，而且主要是以煤炭资源为主。不论是对于经济发展还是生活，能源供应都是供不应求的。然而，煤层气这一新兴能源的开发，不仅有效缓解了我国能源紧缺的问题，改善了能源结构，还为我国快速发展的经济等提供了强有力的支持。因此，只有发挥我国煤炭能源的优势，大力开发煤层气资源，才能够改善能源结构，弥补资源紧缺的问题。1.2为煤矿安全提高保障。无论是过去煤矿开采技术不完善还是近年来煤矿开采技术逐渐成熟的背景下，煤矿事故依旧是不绝入耳。瓦斯爆炸等事故造成的人员伤亡，永远是我国最担心的问题。而在煤矿开采之前，先进行煤层气的开发，能够有效降低瓦斯浓度、使其处于安全范围内。这不仅是国务院再三强调的重要事件，也是避免人员伤亡、促进资源开发和经济发展的重要举措。1.3减少对环境的污染。地球是人类赖以生存的家园，环境保护问题刻不容缓。据不完全统计，我国排放的煤层气甲烷每年大概能达到60亿m3左右，占世界总排放量的三分之一[1]。这是对能源的极大浪费，也是对环境的严重破坏。因此，大力开发煤层气资源，不仅是国际社会对我国提出的要求，也是我们自己应该意识到的环境保护问题。

2煤层气产业开发中对环境的影响

2.1噪音污染问题。在进行煤层气产业勘探和开发利用的过程中，尤其是施工器械以及车辆往来运输，噪音污染问题是无法避免的。这会严重影响周围居民的生活作息，给他们带来诸多不便。2.2大气污染问题。煤层气与二氧化碳一样，都是能造成和加速温室效应的影响元素。而且煤层气中含有大量的甲烷气体和氟利昂，这会对地球的臭氧层造成较大的破坏，降低臭氧层对紫外线的吸收能力，从而影响人体免疫力。除此之外，煤层气还含有二氧化硫、二氧化氮、硫化氢、一氧化碳等污染物，给人类的身体健康等带来危害。2.3水污染问题。煤层气的开采对水环境的污染主要来自钻井液的漏失、压裂作业时对煤层气含水隔水结构的破坏，造成地下水的严重污染以及不可逆的破坏。除此之外，还会对某些地质进行引爆措施，这会破坏周围的植被，甚至是水土流失等问题。

3煤层气产业开发中的环境保护措施

3.1对于噪音污染的防控措施。噪音污染主要是因为机械设备工作以及运输车辆来往产生的巨大的声响给周围居民带来不便。因此，在对煤层气勘探、开发工作进行选址的时候就应该特别注意，尽量远离居民区等人口密集处，在植被较为茂盛和隐秘的地方进行驻扎和开展工作。再者，如果有居民区，应该注意勘探和开发时所用设备的质量，尽量选择低噪音的仪器或者安装消音、减震设备等。除此之外，一定要注意煤层气开发工作的时间段，避免在居民休息的时间段开展大量施工。3.2对于大气污染的防控措施。煤层气与常规天然气相比具有明显特征。常规天然气的形成需要生、储、盖、圈、运、保、诸条件的有利组合。煤层气属于自生自储式的非常规天然气，不存在圈闭问题。进行煤层气产业开发的工作人员应具备扎实的理论基础和操作能力。在施工进行过程中无论是检查仪器、勘探仪器还是开发设备等都应该保证其质量；其次在进行作业时一定要对煤层气的含量、位置等做好了解和准确的计划记忆应急措施，万一在作业过程中出现任何气体泄漏等情况，应该及时给予处理，降低对大气的污染。3.3对于水污染的防控措施。首先在进行钻孔等操作时，一定要对周围的地下水资源等位置、深度有明确的了解，并尽量远离地下水资源。然后，煤层气勘探开发过程中水处理方法随水污染、水量的不同而不同，从而恰当地选取钻井液的处理方法，包括稳固、固化法、热处理法、回注法、生物处理法等。3.4对于其他方面污染的防控措施。对于煤层气勘探和开发过程中造成的水土流失等问题，施工单位应该在作业完成后及时对其占用的土地等位置进行植被种植和保护工作，对周围环境的影响最小化。除此之外，政府主管部门应该发挥其监督、促进作用，提高施工单位和施工人员的环境保护意识，将煤层气产业开发过程中的环境破坏问题降低到最小。

4结束语

开发煤层气能够提供高热值的气体能源、改善煤矿安全生产条件、减少温室气体排放，是一举三得、利国利民的好事。煤层气这种优质、高效的清洁能源，是能够满足我国发展需要和符合可持续发展战略的新兴能源，越来越受到政府部门和企业的重视。对于煤层气产业的开发和利用，无论是对于国家、社会、企业还是人民群众都是大有裨益的伟大工程。

作者:齐晶晶 苏晓云 张伟伟 单位:兰州石化职业技术学院