顶板裂隙带大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术研究.pdf

顶板裂隙带大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术研究王凯（潞安化工集团高河能源有限公司，山西 长治 046000）摘要：传统高抽巷瓦斯治理技术具有施工难度大、建设周期长、造价成本高等特点且随之采出的废石也容易造成环境污染，因此，高河煤矿决定在顶板裂隙带采用大直径长钻孔技术替代传统高抽巷瓦斯治理技术。首先依据现场工况参数，进行综放工作面开采覆岩裂隙演化相似模拟实验，随后在得到采场应力演化和覆岩移动规律的基础上，确定大直径长钻孔施工位置。最后结合现场工况设计 W 型和 Y 型综采工作面钻孔参数，开展大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术效果对比试验。研究结果表明：使用高抽巷技术治理瓦斯时，高抽巷抽采量瓦斯量介于工作面瓦斯总涌出量的 24%44%；使用大直径长钻孔技术治理瓦斯时，瓦斯抽采量占工作面瓦斯总涌出量的 33%。因此，大直径长钻孔技术可以达到瓦斯治理的目的。关键词：瓦斯抽放；瓦斯涌出量；高抽巷；大直径长钻孔中图分类号：TD 712文献标志码：A文章编号：1009-0797（2023）06-0025-06Research on gas control technology of large diameter long borehole inroof instead of high drainage roadwayWANG Kai（046000，）Abstract:The traditional high drainage roadway gas control technology has the characteristics of difficult construction,long constructionperiod,high cost and high cost,and the waste rock mined is also easy to cause pollution.Therefore,Gaohe Coal Mine decided to adopt largediameter and long drilling technology in the roof fracture zone to replace the traditional gas control technology.Firstly,according to the fieldworking condition parameters,the similar simulation experiment of overburden fracture evolution in fully mechanized caving face is carriedout.Then,based on the stress evolution of stope and the movement law of overburden rock,the construction position of large diameter longborehole is determined.Finally,combined with the field working conditions,the drilling parameters of W and Y-type fully mechanized miningface are designed,and the comparison test of gas control technology effect of large diameter long drilling instead of high drainage roadway iscarried out.The results show that when the high drainage roadway technology is used to control gas,the gas volume of the high drainageroadway is between 24 and 44%;when using large diameter long borehole technology,the gas extraction accounts for 33%of the total gasemission.Therefore,large diameter long drilling technology can achieve the purpose of gas control.Key words:gas drainage;gas emission quantity;high drainage roadway;large diameter long borehole0引言高河煤矿综放工作面采空区瓦斯治理方式主要是“Y 型（W 型）通风+顶板高抽巷+预抽”，瓦斯治理效果明显。但高抽巷布置在顶板岩层中，具有施工难度大、周期长、成本高等特点。且在回采初期，顶板裂隙形成尚不充分，制约了高抽巷排放瓦斯的效率。同时，高抽巷在施工过程中产生大量矸石造成环境污染。为了解决上述难题，潞安集团公司决定在我矿采空区实施“综采工作面高位大直径钻孔技术”，对比施工高位大直径钻孔和高抽巷的瓦斯抽采效果，最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。1工程概况1.1工作面位置本试验所选用的 E2306 工作面埋藏深度为440.5482.5 m，工作面井下为东二盘区工作面，南边为 E2305 工作面采空区，北边为 E2307 工作面采空区；西边为+450 m 水平北翼大巷，东边为 9 号村庄保护煤柱，工作面位置示意图如图 1。图 1E2306 工作面井下位置图E2306 工作面切眼长度 310 m，胶带顺槽全长981 m，与进风顺槽相距 310 m；进风顺槽全长1 054 m；工作面设计可采长度 496 m，煤层平均厚度为 6.41 m，容重为 1.4 t/m3，回收率为 93%，工作面采用 Y 型通风方式。2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷251.2试验流程设计在改进瓦斯治理技术方面，根据试验地点煤层赋存条件及煤岩力学参数，进行综放工作面开采覆岩裂隙演化相似模拟实验。其次在得到采场应力演化和覆岩移动规律的基础上，确定大直径长钻孔施工区域位置。随后结合现场工况设计 W 型和 Y 型综采工作面钻孔参数，开展大直径长钻孔替代高抽巷瓦斯治理技术效果对比，论证高河能源综放工作面瓦斯治理新技术的可行性，最终确定可有效解决瓦斯治理难题的方案。2开采覆岩裂隙演化相似试验2.1相似试验实施步骤1）模型铺装。将模型清理干净，在实验台内部两侧壁面上粘贴塑料布，保证岩层垮落，减小边界摩擦；将纵向加载装置安装到位并安装槽钢；配料时，单次铺设层厚不超过 2 cm，如有岩层厚度大于 2 cm则将其分层；装填时，按坐标埋设应力盒。应力传感器无缝隙面朝上，应力传感器头附近连线埋设过程中呈 S 型分布。模型堆砌完成后，拆下面板进行晾干，根据该季节室温与湿度晾干时间为 10 d。2）开采前模型准备。连接应力传感器，使用泰斯特静态数据采集仪记录应力数据；制定数据记录表格，横坐标为测点距工作面距离，纵坐标为应变值。测点距工作面距离依据开挖步距与测点位置确定。散斑点布置时，按照位移测点布置图即可。图 2相似模拟实验开挖方案3）试验数据采集。每次开挖完成后或模型发生垮落后记录一组应力值，并及时生成曲线；开采过程中及时对较明显岩层移动变形现象进行拍照记录。2.2采场应力演化试验本次实验支承压力分析时，对覆岩原岩应力进行处理使其为“0”。利用应力盒实时监测采动过程中覆岩应力变化值，并绘制不同来压时煤层顶板 5 m至 75 m 间距内的应力变化过程。高河能源 E2306 工作面顶板发生周期性破坏和垮落时，覆岩上部形成应力集中区和应力释放区，应力释放区是裂隙大量发育的主要区域。来压时覆岩支承压力变化曲线如图 3 所示。图 3实验散斑布置模型由图 4 可知，高河能源 E2306 工作面采场支承压力分布形态总体上呈“马鞍状”。随着工作面的回采，工作面前方应力峰值增加并向前方移动，在应力集中处，煤岩体受压裂隙闭合阻碍瓦斯流动。顶板初次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 0.85、1.15 MPa，支承压力增载系数分别为0.85、1.15；顶板第二次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 0.9、1.27 MPa，支承压力增载系数分别为 0.9、1.27；顶板第五次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.31 MPa、0.4 MPa，支承压力增载系数分别为 1.31、0.4；顶板第六次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.36、2.61 MPa，支承压力增载系数分别为 1.36、2.61；顶板第七次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 1.8、3.33 MPa，支承压力增载系数分别为 1.8、3.33；顶板第八次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 9.12、7.8 MPa，支承压力增载系数分别为 9.12、7.8；顶板第九次来压时，切眼与回采方向上煤柱支承压力峰值分别为 5.27、5.65 MPa，支承压力增载系数分别为5.27、5.65。2.3采场覆岩垮落移动规律如图 5 所示，随工作面向前推进，顶板悬露面积逐渐增大，当达到极限跨距时，顶板岩层将出现拉断破坏，并依次出现直接顶初次垮落、基本顶初次来压和基本顶周期来压现象。实验模型岩层上共布置2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷26336 个散斑点，如图 2 所示。将从下至上第四行，从右到左第一例的散斑作为原点，分析散斑位移量与推进距离的关系。（a）初次来压应力分布（b）第二次来压应力分布（c）第五次来压应力分布（d）第六次来压应力分布（e）第七次来压应力分布（f）第八次来压应力分布（g）第九次来压应力分布图 4覆岩应力演化曲线模型右边留设 45 cm 的保护煤柱后，对 E2306工作面的煤层开切眼，采高为 3 cm，沿煤层倾向由右至左开采，采 4 cm 后改为采全高 6.0 cm。（a）初次垮落图与初次垮落位移（b）二次垮落图与二次垮落位移（c）三次垮落图与三次垮落位移（d）四次垮落图与四次垮落位移（e）五次垮落图与五次垮落位移（f）六次垮落图与六次垮落位移（g）七次垮落图与七次垮落位移（h）八次垮落图与八次垮落位移2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷27（i）九次垮落图与九次垮落位移图 5顶板分次垮落图与垮落位移曲线如图 5（a）所示，工作面自切眼开始推进约57.2 cm 时，E2306 工作面直接顶初次垮落，垮落高度2 cm，垮落距离 49 cm，冒落的上覆岩层整体性好，且初次来压时煤层散斑测点未发生下沉，只在煤层上方3 cm 有极小的位移变化，其余测点也未发生移动。如图 5（b）所示，回采面推进至 65.5 cm 时，顶板发生第二次垮落，煤层上方 3 cm 散斑测点产生下沉位移，位移量为 33.5349.42 mm。由于煤壁和切眼侧煤柱支撑作用，顶板最大下沉值位于采空区中部，较初次垮落最大位移增加 49.18 mm如图 5（c）所示，回采面推进至 77.5 cm 时，顶板发生第三次垮落，仍为煤层上方 3 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从 20.9367.44 mm 不等，采空区中部及其左侧、右侧下沉位移增加，且位移曲线总体呈“U”型分布。如图 5（d）所示，回采面推进至 97.5 cm 时，顶板发生第四次垮落。煤层上方 3、13 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从 20.9367.44 mm 不等，上覆岩层进一步压实采空区。如图 5（e）所示，回采面推进至 105.5 cm 时，顶板发生第五次垮落，煤层上方 3、13、23、33 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从 3.8644.03 mm不等，此时最大位移测点仍在冒落破坏区，最小位移测点处于煤层上方 33 cm 岩层靠近工作面方向位置。如图 5（f）所示，回采面推进至 121.5 m 时，顶板发生第六次较大范围垮落，垮落高度到达 42.5 cm，煤层上方 3、13、23、33 cm 散斑测点产生下沉位移，位移量从 10.8548.19 mm 不等。如图 5（g）所示，回采面推进至 137.5 cm 时，顶板发生第七次大范围垮落，垮落高度到达 97 cm，接近模型顶端，煤层上方 383cm 散斑测点产生下沉位移，位移量从 1.6445.37 mm 不等，由于切眼侧遗留煤柱的作用，顶板垮落位移曲线呈“W”型分布。如图 5（h）所示，回采面推进至 159.5 cm 时，顶板发生第八次垮落，垮落高度仍为 97cm，煤层上方383 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从6.9748.8 mm 不等。如图 5（i）所示，回采面推进至 189.5 cm 时，顶板发生第九次垮落，垮落高度仍为 97 cm，接近模型顶端，煤层上方 383 cm 散斑测点产生下沉位移，有位移下沉的散斑点随回采面推进距离增加而增多，位移量从 10.0877.53 mm 不等，较上次垮落最小和最大位移量未发生改变。综上所述，综放工作面相似试验表明，E2306 工作面开采初次来压步距 57.5 m，周期来压步距 830 m，平均周期来压步距 16.5 m。冒落带的高度为19 m 左右，为采高 2.8 倍；裂隙带高度约为 50 m，为采高的 7.9 倍。自开切眼开始，随工作面的向前推进，离层裂隙自煤层顶板不断向上发育，采空区中部离层裂隙充分发育；多次来压后，采空区中部离层裂隙趋于压实，离层率下降；在顺槽内错一定范围内，覆岩离层裂隙仍能保持，离层率较大。此区域也是采空区瓦斯富集区，是布置水平长钻孔的目标区。从相似材料模拟实验中可以得出，水平长钻孔垂直层位宜布置在煤层顶板上方 1950 m 裂隙带范围内，利用采动形成的裂隙抽采采空区瓦斯。3大直径长钻孔技术现场试验3.1钻孔施工位置由于距煤层顶板 24.65 m、厚度为 7.1 m 的粉砂岩硬度适中，且该砂岩层正好在工作面顶板的裂隙带内，结合相似试验得出的结论，选择该粉砂岩岩层作为定向高位钻孔的主体施工岩层。施工时采用 ZDY15000LD 型煤矿用履带式全液压坑道钻机在 E2306 进风顺槽右侧 3 号钻场内施工6 个高位钻孔，控制进风顺槽侧工作面范围，钻孔终孔位于煤层顶板裂隙带内。孔径 203 mm，单孔孔深650 m 左右，总孔长度 3 900 m，封孔长度 16 m。工作面钻孔布置图，如图 6、图 7 所示。3.2施工过程控制各钻孔距 E2306 进风南帮平距由近及远分别为：2 号钻孔 26.67 m，3 号钻孔 31.72 m，4 号钻孔40.11 m，5 号钻孔 48.42 m，6 号钻孔 59.18 m，1 号钻2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷28孔 64.32 m。各个钻孔与煤层顶板之间的最大距离由近及远分别为：5 号钻孔 21.16 m，2 号钻孔 22.74 m，1 号钻孔 23.58 m，4 号钻孔 24.66 m，3 号钻孔26.14 m，6 号钻孔 36.46 m；其中 2 3 号钻孔水平间距为 5.05 m，34 号钻孔水平间距为 8.39 m，45号钻孔水平间距为 8.31 m，56 号钻孔水平间距10.76 m，61 号钻孔水平间距为 5.05 m，其余施工参数见表 1。图 6高位大直径钻孔平面布置图图 7高位大直径钻孔平面布置图表 1钻孔施工工况统计表4大孔径长钻孔与高抽巷瓦斯治理技术分析4.1各大直径长钻孔抽采技术分析16 号各钻孔随推进距离的增加，钻孔抽采混量、浓度、垂高等相关参数的变化如图 8 所示，并将各稳定阶段数据汇总至表 2。（a）1 号孔抽采情况变化（b）2 号孔抽采情况变化（c）3 号孔抽采情况变化（d）4 号孔抽采情况变化（e）5 号孔抽采情况变化（f）6 号孔抽采情况变化图 8各孔稳定阶段抽采情况随推进距离的变化表 2高位大直径各钻孔稳定阶段抽采数据统计表由图 8 可知，1 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而增大，最大为 3.13 m3/min，平均为 1.38m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为 1.67 m3/min；2 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而增大后趋于稳定，最小值为 0.04 m3/min，最大达到 4.59 m3/min，稳定阶段平均抽采浓度为 0.92 m3/min；3 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而逐渐提升，最小值为 0.04 m3/min，最大值达到 2.23 m3/min，整个回采阶段抽采纯量平均达到 0.80 m3/min；4 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加而整体呈现上涨的趋势，抽采纯量为 0.011.35 m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为 0.59 m3/min。5号钻孔抽采纯量随着推进距离的增加的变化趋势与抽采浓度变化类似，抽采纯量为2023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷钻孔编号实际孔深（m）以煤层顶板为基准终孔距切眼西帮肩角平距（m）钻孔距E2306 进风南帮平距（m）层位终孔层位（m）最高层位（m）1 号666见煤23.5810.3564.23粉砂岩2 号6303.0822.7431.2026.673 号642见煤26.1420.8831.724 号660见煤24.665.9340.115 号654见煤21.1613.6548.426 号67217.736.463.4359.18中粒砂岩孔号平均垂高m平均抽采负压 kPa平均抽采混量 m3/min平均抽采浓度%平均抽采纯量 m3/min1 号19.2721.1434.824.901.672 号18.2421.4835.542.550.923 号20.0021.5337.414.311.614 号18.5720.6619.782.960.595 号15.0221.4437.324.811.786 号34.6520.181.4342.420.60290.0042.78 m3/min，平均达到 0.76 m3/min，稳定阶段平均抽采纯量为 1.78 m3/min，5 号钻孔稳定阶段抽采纯量是 6 个钻孔中最好的。6 号钻孔抽采纯量也随着推进距离的增加先逐渐增大后降低在逐渐升高，抽采纯量为 0.011.52 m3/min，平均浓度达到0.55 m3/min。由表 2 分析可得，5 号钻孔所在层位最低，6 号钻孔层位最高，这也直接导致 5 号钻孔的抽采混量相对较大，6 号钻孔的抽采混量相对较小，这也使得6 号孔内抽出的瓦斯含量比其他钻孔高出很多，即抽采浓度相较其他钻孔高出很多；14 号钻孔层位较为接近，16 号钻孔的抽采负压相差不大，最大的为 3 号钻孔的 21.53 kPa，最小为 6 号钻孔的20.18 kPa；1、2、3、5 号钻孔的抽采混量也比较接近，最大为 3 号钻孔的 37.41 m3/min，最小为 1 号钻孔的34.82 m3/min，而 4 号钻孔抽采混量为 19.78 m3/min，远小于上述 4 个钻孔，6 号钻孔抽采混量更小，为1.43 m3/min，远未达到经济流速下的理论抽采值；15 号钻孔的抽采浓度存在差异，其中以 1 号钻孔抽采浓度最大，达到 4.90%，2 号钻孔抽采浓度最小，为 2.55%；抽采纯量 5 号钻孔最大，4 号钻孔最小，分别为 1.78 m3/min 和 0.59 m3/min；1、3 号抽采纯量与 5 号钻孔基本一个水平，2 号钻孔处于中间水平，4 号和 6 号钻孔抽采瓦斯能力最低，为 0.59m3/min 和 0.60 m3/min，又考虑到 6 号钻孔抽采混量过小，6 号钻孔抽采效果不佳。4.2大孔径长钻孔与高抽巷瓦斯治理技术对比如表 3 所示，稳定阶段各工作面风排瓦斯量：E2303 为 13.53 m3/min；E2305 为 17.2 m3/min；E2307为 16 m3/min；E2306 为 16 m3/min。1）对于高抽巷抽采量，E2303 工作面高抽巷抽采量为 7.48 m3/min，E2305 工作面为 15.99 m3/min，E2307工作面为 14.18 m3/min。2）对于大直径长钻孔抽采量，E2306 工作面抽采纯量为 9.21 m3/min。3）对于绝对瓦斯涌出量，E2303 工作面为 30.68m3/min，E2305 工作面为 36.07 m3/min，E2307 工作面为 35.44 m3/min，E2306 工作面为 28 m3/min。表 3E2306 工作面及邻面抽采占比由表 3 分析可知，对于使用高抽巷技术治理瓦斯时，其稳定阶段 E2303 工作面抽采量占其总涌出量的 24%；E2305 工作面抽采量占其总涌出量的44%；E2307 工作面抽采量占其总涌出量的 40%；对于使用高位大直径长钻孔技术治理瓦斯时，E2306工作面抽采量占其总涌出量的 33%。试验表明，大直径长钻孔瓦斯抽采效果介于相邻工作面高抽巷抽采效果之间。因此，在工作面涌出量接近 30 m3/min 情况下，高位大直径长钻孔抽采+柔模埋管抽采+Y型通风可以达到有效治理瓦斯的目的。参考文献：1 王亚能.煤矿巷道沿空留巷顶板锚杆支护技术的研究J.机械管理开发，2022，37（8）：151-152，155.2 薛阙章.沿空留巷综采工作面采空区瓦斯综合治理技术探究J.能源技术与管理，2022，47（4）：47-49.3 李振茂.沿空留巷巷内支护技术对策J.当代化工研究，2020（22）：29-30.4 刘相生.沿空留巷巷内支护技术研究与应用J.能源与节能，2019（3）：101-102.5 刘旭东.沿空留巷巷旁支护的设计与应用分析J.机械管理开发，2021，36（6）：36-37，67.6 崔鹏飞.柔模混凝土巷旁支护技术在沿空掘巷的应用分析J.能源与节能，2021（3）：182-183，219.作者简介：王凯（1988），男，山西襄垣人，2013 年毕业于山东科技大学，安全工程专业，研究生，工程师，从事煤矿技术工作。（收稿日期：2023-3-15）工作面名称稳定阶段（m3/min）风排预抽高抽巷大直径长钻孔涌出量E230313.539.677.4830.68E230517.22.8815.9936.07E2306162.799.2128E2307165.2614.1835.442023 年第 6 期煤矿现代化第 32 卷30